新疆某低品位硫化鉛鋅礦石選礦試驗研究

李少平 王錦柯 張偉光 李 杰 董 法

(新疆工程學院礦業工程與地質學院,新疆 烏魯木齊 830000)

鉛鋅礦石是工業發展的重要原料[1-2]。我國鉛鋅礦資源儲量豐富,但分布不均,主要集中在云南、內蒙古、甘肅和廣東等地[3]。隨著我國工業的快速發展,鉛鋅金屬需求量增加,鉛鋅礦資源短缺問題突出。提高鉛鋅礦產資源的開發利用技術,對保障我國鉛鋅資源的穩定供應具有重要的戰略意義[4-5]。

根據鉛鋅礦石的氧化程度,可將礦石分為鉛鋅硫化礦石、鉛鋅混合礦石和鉛鋅氧化礦石。其中鉛鋅硫化礦石可浮性好、泥化率低,選礦成本低,是主要的開發利用對象[6-9]。針對鉛鋅硫化礦石,常采用浮選工藝進行分離提純[10-12],包括優先浮選[13]、混合浮選[14]、等可浮選[15]、異步浮選[16]和電位調控浮選[17]等。其中,鉛鋅礦石優先浮選工藝流程富集比高、浮選指標穩定,礦石適應性好。

新疆某低品位鉛鋅硫化礦石礦物共伴生關系復雜、嵌布粒度不均勻,本研究擬采用鉛鋅依次優先浮選工藝開展選礦試驗,以確定該礦石適宜的選別工藝流程及藥劑制度,為同類型礦石的開發利用提供參考。

1 礦石性質

1.1 化學組成及鉛鋅物相分析

礦石化學多元素分析結果見表1,鉛鋅物相分析結果見表2、表3。

表1 礦石化學多元素分析結果Table 1 Analysis results of chemical multi-element for the ores %

表2 礦石鉛物相分析結果Table 2 Analysis results of lead phase for the ores %

表3 礦石鋅物相分析結果Table 3 Analysis results of zinc phase for the ores %

由表1可知:礦石中主要有價金屬Pb、Zn的品位分別為1.04%、1.66%,屬于低品位硫化鉛鋅礦石;礦石中Ag的品位為13.8 g/t,具有一定的綜合回收價值。

由表2及表3可知:礦石中鉛、鋅主要以硫化物的形式存在,分布率分別為89.42%和95.78%;礦石中鉛和鋅的氧化程度較低,氧化鉛、鋅的分布率分別為5.77%和2.41%。浮選法主要回收礦石中的硫化礦物相,礦石中的氧化相和結合相則較難回收。

1.2 主要礦物的嵌布特征

通過鏡下觀察發現,礦石礦物組成較簡單,金屬硫化物以黃鐵礦為主,其次為閃鋅礦和方鉛礦等;脈石礦物主要為長石、石英、方解石、云母、斜簾石和綠泥石等。

利用礦物解離分析儀(MLA)對礦石中方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦進行嵌布特征分析,結果表明:

(1)方鉛礦多為他形晶體,常呈不規則集合體分布,部分為單礦物分布,部分與黃銅礦、閃鋅礦共生形成硫化物集合體,具有共生邊結構,少量呈不規則粒狀包裹于閃鋅礦集合體中,少量呈微粒包裹于黃鐵礦晶體中。方鉛礦粒度相對較細,平均粒度為0.084mm。

(2)閃鋅礦多為他形晶體,常呈不規則集合體分布,部分為單礦物分布,部分與方鉛礦、黃鐵礦、黃銅礦共生,呈硫化物集合體分布,具有共生邊結構。少量閃鋅礦集合體中可見不規則粒狀黃銅礦或方鉛礦粒狀包裹體。閃鋅礦平均粒度為0.116 mm。

(3)黃鐵礦多為半自形—自形晶體,常呈不規則集合體分布,部分呈單礦物分布,部分與黃銅礦、閃鋅礦伴生,呈硫化物集合體分布,少量集合體內可見方鉛礦微粒包裹體。黃鐵礦平均粒度為0.153 mm,80%以上黃鐵礦粒度大于0.049 mm。

2 試驗結果與討論

根據礦石性質,擬采用鉛鋅依次優先浮選工藝實現該礦石中鉛、鋅的有效回收。

2.1 鉛浮選條件試驗

2.1.1 磨礦細度試驗

為實現目的礦物充分單體解離,按圖1所示流程進行磨礦細度試驗,結果見圖2。

圖1 鉛粗選磨礦細度試驗流程Fig.1 Flowsheet of grinding fineness test in lead roughing

圖2 磨礦細度對鉛粗精礦指標的影響Fig.2 Effect of grinding fineness on lead roughing concentrate indexes

由圖2可知:隨著磨礦細度的增加,鉛粗精礦中鉛品位逐漸降低,而鉛回收率先升高后幾乎不變;磨礦細度的提高有利于礦物的單體解離,但過細的磨礦細度會造成鉛粗精礦含鋅過高。當磨礦細度為-0.074mm占70%時,鉛粗精礦中鉛與鋅回收率的差值達到最大75.12%,鉛鋅分離的效果最佳。因此,確定鉛粗選適宜的磨礦細度為-0.074 mm占70%。

2.1.2 Na2S用量試驗

按圖1所示流程,固定磨礦細度為-0.074 mm占70%,其他藥劑用量參見圖1,考察Na2S用量對鉛粗精礦指標的影響,結果見圖3。

圖3 Na2S用量對鉛粗精礦指標的影響Fig.3 Effect of sodium sulfide dosage on lead roughing concentrate indexes

由圖3可知:磨礦過程中加入Na2S后,鉛粗精礦中鉛和鋅的回收率增加,說明Na2S將礦石中氧化相的鉛鋅硫化,提高了組合捕收劑對鉛、鋅的捕收能力;隨著Na2S用量的增加,鉛粗精礦中鉛品位逐漸降低,而鉛回收率先增加后略微降低,鋅品位和回收率則均升高,說明過量的Na2S使組合捕收劑對鉛、鋅的選擇性變差。因此,確定鉛粗選適宜的Na2S用量為1 000 g/t。

2.1.3 CaO用量試驗

磨礦過程中加入CaO可以提高礦漿pH值,使礦漿體系呈堿性,抑制脈石礦物黃鐵礦。按圖1所示流程,固定磨礦細度為-0.074 mm占70%,Na2S用量為1 000 g/t,其他藥劑用量參見圖1,考察CaO用量對鉛粗精礦指標的影響,結果見圖4。

圖4 CaO用量對鉛粗精礦指標的影響Fig.4 Effect of lime dosage on lead roughing concentrate indexes

由圖4可知:隨著CaO用量的增加,鉛粗精礦中鉛和鋅的品位提高,鉛的回收率先升高后幾乎不變。當CaO用量為1 000g/t時,鉛粗精礦中鉛與鋅回收率的差值達到最大,繼續增大CaO用量,鉛粗精礦中鉛的回收率增加不明顯,而鋅的回收率繼續增加,過量的CaO使組合捕收劑對鉛、鋅的選擇性變差。因此,確定鉛粗選適宜的CaO用量為1 000 g/t。

2.1.4 ZnSO4+Na2SO3用量試驗

按圖1所示流程,固定磨礦細度為-0.074 mm占70%,Na2S用量為1 000 g/t,CaO用量為1 000 g/t,其他藥劑用量參見圖1,考察ZnSO4+Na2SO3用量對鉛粗精礦指標的影響,結果見圖5。

圖5 硫酸鋅+亞硫酸鈉用量對鉛粗精礦指標的影響Fig.5 Effect of ZnSO4+Na2SO3dosage on lead roughing concentrate indexes

由圖5可知:隨著ZnSO4+Na2SO3總用量的增加,鉛粗精礦中鋅品位和回收率均逐漸下降,表明鉛粗選作業中閃鋅礦被組合抑制劑強烈抑制;而鉛粗精礦中鉛品位逐漸升高,鉛回收率降低。綜合考慮,確定鉛粗選適宜的ZnSO4+Na2SO3用量為(1 000+500)g/t。

2.1.5 精選方案對比試驗

鉛粗選作業所得鉛粗精礦中鉛的回收率較高,而鉛的品位較低。為進一步提高鉛精礦中的鉛品位,鉛精選作業采用CaO為調整劑、ZnSO4+Na2SO3為組合抑制劑、Z-200為捕收劑的藥劑制度,進行3次精選作業。同時,鉛精選作業需要考慮脈石礦物黃鐵礦與硫化鉛鋅礦物的嵌布粒度和共生情況,因此對鉛粗精礦進行精選方案1和方案2對比試驗。方案1為鉛粗精礦直接精選;方案2為鉛粗精礦再磨精選,磨礦細度為-0.038 mm占100%。鉛粗精礦精選方案見圖6,精選方案對比結果見表4。

圖6 鉛精選方案對比Fig.6 Comparison of lead selection schemes

表4 鉛精選方案對比試驗結果Table 4 Comparative test results of lead selection schemes %

由表4可知:方案2中鉛精礦的鉛品位和作業回收率分別為45.16%和90.17%,均大于方案1中鉛精礦的鉛品位和作業回收率,同時方案2鉛精礦中鋅品位和作業回收率分別為1.21%和10.52%,均小于方案1中鉛精礦的鋅品位和作業回收率。說明鉛粗精礦再磨至-0.038 mm占100%時,可以使鉛鋅硫充分單體解離,有助于提高浮選指標。因此,鉛精選采用方案2,即鉛粗精礦再磨精選。

2.2 鋅浮選條件試驗

以CaO為抑制劑、CuSO4為閃鋅礦活化劑、丁基黃藥為捕收劑,采用2次粗選,開展鋅浮選條件試驗,具體流程見圖7。

圖7 鋅浮選條件試驗流程Fig.7 Flowsheet of zinc flotation condition test

2.2.1 CuSO4用量試驗

固定鋅粗選1中CaO用量為1 000 g/t、丁基黃藥用量為40 g/t,鋅粗選2中丁基黃藥用量為20 g/t,CuSO4用量為粗選1的1/2,考察CuSO4用量對鋅粗精礦浮選指標的影響,結果見圖8。

圖8 CuSO4用量對鋅粗精礦指標的影響Fig.8 Effect of copper sulfate dosage on zinc roughing concentrate indexes

由圖8可知:隨著CuSO4用量的增加,鋅粗精礦中鋅的品位逐漸降低,而鋅的作業回收率先迅速增加后基本不變。當CuSO4用量為(300+150)g/t時,鋅粗精礦中鋅的品位和作業回收率分別為22.80%和78.17%,繼續增加CuSO4的用量,鋅粗精礦中鋅的作業回收率增加不明顯。綜合考慮,確定鋅浮選中CuSO4的適宜用量為(300+150)g/t。

2.2.2 CaO用量試驗

固定鋅粗選1中CuSO4用量為300 g/t、丁基黃藥用量為40 g/t,鋅粗選2中CuSO4用量為150 g/t、丁基黃藥用量為20 g/t,考察粗選1中CaO用量對鋅粗精礦浮選指標的影響,結果見圖9。

圖9 CaO用量對鋅粗精礦指標的影響Fig.9 Effect of lime dosage on zinc roughing concentrate indexes

由圖9可知:隨著CaO用量的增加,鋅粗精礦中鋅的品位逐漸升高,說明CaO能很好地抑制黃鐵礦,提高鋅硫的分離效果;但CaO過量時,鋅粗精礦中鋅的作業回收率逐漸下降。綜合考慮,確定鋅浮選中適宜的石灰用量為1 000 g/t。

2.3 閉路試驗

在條件試驗的基礎上,對礦石進行閉路試驗,具體流程見圖10,試驗結果見表5。

圖10 閉路試驗流程Fig.10 Flowsheet of the closed-circuit test

表5 閉路試驗結果Table 5 Results of the closed-circuit test %

由表5可知:經過“2粗3精”選鉛,選鉛尾礦“2粗3精”選鋅,最終全流程閉路試驗可獲得鉛品位44.16%、鉛回收率 85.04%的鉛精礦,及鋅品位43.31%、鋅回收率92.45%的鋅精礦,較好地實現了鉛鋅分離回收。

3 結 論

(1)本研究礦石屬于低品位鉛鋅多金屬硫化型礦石,礦石中有價金屬鉛、鋅的品位分別為1.04%、1.66%,主要以硫化物的形式存在,氧化程度較低。

(2)礦石礦物組成較簡單,主要金屬礦物為方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦,主要脈石礦物為長石、石英、方解石、云母、斜簾石和綠泥石等;方鉛礦粒度相對較細,平均粒度0.084 mm,閃鋅礦平均粒度0.116mm,脈石礦物黃鐵礦平均粒度0.153 mm,80%以上黃鐵礦粒度大于0.049 mm。

(3)針對礦石性質,采用鉛鋅依次優先浮選工藝,原礦經“2粗3精”選鉛,選鉛尾礦經“2粗3精”選鋅,全流程閉路試驗最終可獲得鉛品位44.16%、鉛回收率85.04%的鉛精礦,及鋅品位43.31%、鋅回收率92.45%的鋅精礦,較好地實現了鉛鋅分離回收。