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2 0 0 5 年第 1 期 有 色金属 选矿部 分 7 某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究 罗仙 平 一， 严 群 ，谢 明辉 ，严志明3 1 ． 江西理工大学， 江西 赣州 3 4 1 0 0 0 ； 2 ． 北京科技大学， 北京 1 0 0 0 8 3 ； 3 ． 四川省有色冶金研究院， 9 1 1 成都 6 1 0 0 8 1 摘 要 根据某氧化铅锌矿石的特性 ， 提出采用 N a 2 C O 3 调浆 ， 先硫化浮铅 ， 然后不脱泥直接采用胺类组合捕收 剂 Z P一0 5 作氧化锌矿捕收剂进行浮选的工艺流程， 可获得含铅 4 0 ． 4 2 ％、 含锌 1 6 ． 2 8 ％、 回收率 3 2 ． 6 9 ％的铅精矿， 含 锌 4 0 ． 7 3 ％、 含铅 1 ． 6 1 ％、 回收率 7 8 ． 9 1 ％的锌精矿。 关键 词 氧化铅锌矿； 浮选 ； 胺类捕收剂 中图分类号 T D 9 5 2 ． 2 ； T D 9 5 2 ． 3 文献标识码 A 文章编号 1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 0 5 0 1 0 0 0 7 0 4 四川攀西地区某大型铅锌矿山， 矿体属于碳酸 岩热液充填交代以锌为主的铅锌银矿床。目前开采 的是该矿矿体 的硫化矿带 ， 而占该矿矿石储量 1 ／ 5 的氧化矿带却一直裸露在采 区。近几年来 ， 随着该 矿二期工程冶炼厂的建成投产 ， 铅锌原料短缺 、 供应 不足的矛盾对该矿的经济效益影响极大， 为解决这 一 实际问题 ， 该矿将氧化铅锌矿 的综合利用提上议 事 日程 ， 因此考察并研究采用选矿方法综合回收该 矿氧化铅锌矿资源， 对该矿具有重要意义。 目前浮选仍是氧化铅锌矿回收的主要手段。为 了解决氧化铅锌矿浮选过程中药耗高、 精矿品位和回 收率低的问题， 许多国家做了大量工作。综合近几年 国内外在氧化铅锌矿浮选领域的研究工作， 主要方向 是 1 研制氧化铅锌矿的选择性捕收剂， 达到不用或 少用硫化钠实现分选的目的； 2 探索不脱泥分选工 艺， 例如针对会泽铅锌矿氧化锌矿重选厂尾矿采用胺 法浮选异极矿， 以六偏磷酸钠作为抑制剂， 丁基黄药 和十八胺 1 1 作为捕收剂 ， 浮选前不脱泥； 3 重点是 解决氧化锌矿与碳酸盐的分离 问题； 4 研究氧化矿 物的选择性絮凝分离工艺； 5 深入优化常规选矿工 艺⋯ 1 。但无论是采用何种工艺 ， 都没有在工程化方面 取得实质性的突破 ， 而值得注意的是笔者在处理四川 省会理锌矿铅锌矿石时， 曾用胺类组合捕收剂 Z P一 针对该氧化铅锌矿矿物特性 ， 经过多方案 比较 研究 ， 发现胺类组合捕收剂 Z P一0 5同样适 于作该 氧化锌矿矿石的捕收剂， 小型闭路试验采用一段磨 矿 一7 4 t m a 占 7 5 ％， 经先铅后锌的优先浮选 ， 可获得 含铅 4 0 ． 4 2 ％、 含锌 1 6 ． 2 8 ％、 回收率 3 2 ． 6 9 ％的铅 精矿 ， 含锌 4 0 ． 7 3 ％、 含铅 1 ． 6 1 ％、 回收率 7 8 ． 9 1 ％ 的锌精矿 。 1 矿石 性 质 矿石中主要有用矿物为褐铁矿、 菱锌矿 、 含锌铁 帽、 异极矿、 水锌矿 、 白铅矿、 硫镉矿、 铅矾等 ， 次要有 用矿物为磷酸铵铅矿 、 磷酸铅铝矿、 菱铁矿、 软锰矿 、 孑 L 雀石 、 铜蓝 、 矽锌矿 、 石膏等。脉石矿物以方解石、 白云石为主 ， 其次为石英石。 矿石以变余粒状、 不规则菱形状 、 多孔状、 晶簇 状、 土状 、 角砾、 蜂窝状构造为主 ， 有少量呈钟乳状、 皮壳状 、 粉末状 、 晶洞 、 层纹状以及异极矿 的环带皱 纹构造 。 矿物颗粒一般在 0 ． 2 ～0 ． 6 r r r n ， 最小呈细小粉末状 隐晶质， 其中异极矿粒径 0 ． 2 ～l r r m a ， 一般为 0 ． 4 ～0 ． 6 n -fi n ； 菱锌矿0 ． 2 ～0 ． 6 r r r n ， 一般为0 ． 3 ～0 ． 4 r r r r 试样化学多元素分析结果见表 1 。铅、 锌矿物 均已深度氧化 ， 试样物相分析结果表明， 铅 、 锌矿物 0 5浮选其中的氧化矿， 得到了较满意的选矿指标。 的氧化率分别为 8 5 ． 4 1 ％、 8 9 ． 8 2 ％。 表 1 试样化学多元素分析结果／ ％ Ta b 1 Re s u l t s o f mu l t i e l e me n t a r y a n a l y s i s ／％ 基金项目 国家科技部资助科研项 目 2 0 0 3 D I B 2 J 0 7 9 与江西省 自 然科学基金资助项 目 0 4 5 0 0 6 8 薯 羿 爹 平- 09 - 2 31 9 7 3 一 ， 男 ，湖 北 仙 桃 人 ，江 西 理 工 大 学 环 境 与 建 筑 工 程 学 院 矿 物 加 工 教 研 室 副 主 任 ，副 教 授 ，江 西 省 矿 业 工 程 重 点 实 作 者 简 介 罗 仙 平 一 ，男 ，湖 北 仙 桃 人 ，江 西 理 工 大 学 环 境 与 建 筑 工 程 学 院 矿 物 加 工 教 研 室 副 主 任 ，副 教 授 ，江 西 省 矿 业 工 程 重 点 买 验室副主任， 北京科技大学土木与环境工程学院博士生。 维普资讯 8 有 色金属 选矿部 分 2 0 0 5年第 1 期 2选 矿 方 案 的确 定 对氧化铅、 锌矿石的浮选一般有先硫后氧和先 铅后锌两种主干方案 ， 前者主要适用于混合矿或铅 锌氧化深度不很高的氧化矿石， 由于本试样铅锌矿 石属深度氧化矿石， 因此从简化流程 出发采用先铅 后锌的选矿方案。 先铅后锌方案分选铅锌时， 根据铅矿物或锌矿 物的物相组分、 表面污染影响可浮性程度的不同， 一 般又可细分成不同的流程结构 ， 如难浮和易浮氧化 铅可分步浮选 ， 易浮锌矿物和难浮锌矿物的分步浮 选等， 此时需要采用不同的浮选工艺或药剂条件 ， 一 般可获得比常规一次性浮选更好的选别指标。 氧化铅矿浮选最常用 的是“ 硫化浮选法” ， 即将 矿物预先硫化后用硫化矿捕收剂浮选 ， 氧化锌矿物 则由于常温下不能获得较理想 的硫化效果， 使j 颚 多的厂矿倾向于采用胺类捕收剂进行浮选 。本试验 同样采用胺类捕收剂回收锌。 矿泥对氧化铅锌矿矿石的浮选影响极大， 一般 情况下脱泥有利于正常粒级的浮选 回收， 国内外的 浮选资料与生产实践表明， 由于铅矿物可浮性较锌 矿物好 ， 硫化浮选法对铅矿物的浮选 回收适应性较 强可不预先脱泥 ， 而采用胺类捕收剂 回收锌则因对 矿泥适应性差而以脱泥后浮锌为好。然而脱泥与否 同样也取决于锌矿物在磨矿产品各粒级中的分布情 况 ， 当细粒级含锌较高时就会严重影响其金属 回收 率 ， 因此应 由试样性质加以确定。 3 试 验 结 果 与讨论 试验使用 X MQ一2 4 09 0锥形球磨机磨矿， X F D系列单槽和 Ⅺ、 G系列挂槽浮选机浮选 ； 试验 用水为 自 来水， 试验试剂除捕收剂 、 起泡剂为工业产 品外其它均为分析纯； 单元试样重 1 0 0 0 g 。 3 ． 1 铅浮选循环条件试验及结果 采用硫化浮选法对铅矿物进行浮选 回收， 对铅 矿物浮选采用的药剂用量进行 了试验。 3 ． 1 ． 1 NC O3 用量试验 试验条件与试验流程见图 1 ， 试验结果见表 2 。 试验结果表明， 随 N C O 3 用量增加 ， 矿浆 p H值增 加， 铅粗精矿品位呈上升趋势而回收率略有下降 ， 而 不加时浮选泡沫偏黏、 细小。考虑到后续精选控制 取 NC O 3 适 宜用量 4 0 0 0 g ／ t 。 3 ． 1 ． 2 磨矿细度试验 按磨矿曲线设定细度为 一7 4 g m 占 7 0 ％～8 0 ％ 范围进行， 试验条件除 固定 N C O 3 用量 4 0 0 0 g ／ t ， 其余条件同于图 1 ， 研究结果表明， 磨矿细度增大 ， 铅粗精矿产率增大， 但铅回收率提高幅度不大 ， 这说 明矿泥对氧化铅矿物有一定影响， 因此试验取 一 7 4 g m含量为 7 5 ％的磨矿细度。 原 矿 ＼ 磨 矿 利 Na2 S 用 Na 2 SN一 9 松醇油 番 粗选 ． 7 4 ta r d i 7 5 ％ NH 4 S O4 5 o 0g ／t 浆 p | l 值，其用量变化 丁基黄药 8 0 g ／t 铅精矿 尾矿 图 1 铅粗选 NC O3 用量试 验流程 Fi g 1 Te s t fl o ws h e e t o f NC O3 d o s a g e i n l e a d 0 a r s e c i r c 表 2 铅粗选 N a 2 C O 3 用量试验结果／ ％ Ta b 2 Test r eset s o f NCO3 d o s a g e i n l ead c 0 目 L r ‘S e c i r c l e ／ ％ 3 ． 1 ． 3 捕收剂种类及用量试验 在确定 N a 2 C O 3 用量和磨矿细度试验的基础上 对捕收剂种类进行组合对比和筛选试验， 选用 的捕 收剂有 B K一3 0 6 、 Y一8 9 、 S N一9 、 丁基黄药和丁基 铵黑药 ， 试验结果表明， 丁基黄药与 S N一9的组合 使用效果最好 ， 其次为丁基黄药与丁基铵黑药的组 合使用， 在此基础上进行了上述组合药剂用量试验， 试验流程同图 1 ， 试验结果见表 3 。 试验结果表明， 采用 S N一9与丁基黄药 的组合 要优于丁基铵黑药与丁基黄药的组合。在此基础上 安排了 S N一9与丁基黄药的 L 4 2 析因试验， 结果 表明采用 S N一9 3 0 g ／ t 丁基黄药 8 0 g ／ t 所得铅粗 精矿指标最优。 维普资讯 2 0 0 5年第 1 期 罗仙平等 某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究 9 表 3 铅矿物捕收剂种类与用量试验结果／ ％ 乃 6 3 Te s t r esu l t s o f c o l l e c t o r c a t e g o r i es a n d d o s a g e i n l e a d c o a r s e c i r c l e ／ ％ 3 ． 1 ． 4 铅精选条件试验 探索性试验表明， 本试样铅的精选比铅粗选更 为困难 ， 主要表现为容易掉槽， 对矿浆药剂条件的控 制也更加严格。因此先后在铅的精选试验中进行 了 条件试验 ， 最后确定采用三次精选以获得铅精矿。 3 ． 2 锌浮选循环条件试 验及 结果 探索性试验先后对加温和不加温 的硫化浮选 法、 胺类捕收剂法及特殊捕收剂法等进行了对 比， 结 果表明采用硫化浮选法选别指标较低 ， 而 8一羟基 喹啉等特殊捕收剂法虽可简化药剂方案 ， 但锌产率 低， 回收率不高， 相对而言胺类捕收剂法 比较稳定 ， 而且也无需脱泥 ， 技术上也比较成熟。因此选用胺 类捕收剂法对该矿氧化锌矿物进行回收。 3 ． 2 ． 1 水玻璃用量对锌回收率的影响 采用胺类捕收剂法一般要注意抑制 S iO 2 和分 散矿泥 ， 因此六偏磷酸钠与水玻璃的添加就显得非 常重要。在确定六偏磷酸钠用量基础上对水玻璃用 量进行了探讨 ， 试验流程与条件见图 2 ， 试验结果表 明， 随水玻璃用量增加 ， 锌粗精矿品位增加， 回收率 下降。综合考虑锌粗精矿品位与回收率的因素， 可 取水玻璃用量 l O 0 0 g ／ t 。 3 ． 2 ． 2 硫化钠用量试验 ’ 固定水玻璃用量 1 0 0 0 g ／ t ， 采用如图 2的流程， 硫化钠用量改变 ， 其它药剂制度不变 ， 考察硫化钠用 量对锌矿物浮选指标 的影 响， 试验结果见图 3 。由 图 3可见， 硫化钠用量在 5 0 0 0 ～7 5 0 0 g A时锌回收 率无 明 显 变 化 ， 试 验 中 当硫 化 钠 用 量 增 加 到 1 0 0 0 0 g A时浮选泡沫过黏， 较难控制 ， 故取硫化钠 用 量为 5 0 0 0 g A。 铜 试样 占 7 5％ 2 S04 5 0 0 g／t 药 8 0 g／t 铎 精 矿 尾 矿 图 2 锌粗选试验流程 Fi g 2 Test fl o ws h e e t o f z i n c c o a r s e c i r c l e 3 ． 2 ． 3 捕收剂 Z P一 0 5 用量试验 试验流程同图 2 ， 固定水玻璃用量 1 0 0 0 g A、 硫 化钠用量为 5 0 0 0 g A， 考察捕收剂 Z P一 0 5用量对锌 回收率的影响， 试验结果见图 4所示。试验结果表 明， 捕收剂用量 4 0 0 --5 0 0 g A较合适。 N a 2 S 用量 ／ g t 图 3 Na 2 S用量与锌浮选粗精矿品位 和 回收率 的关 系 Fi g 3 Th e r e l a t i o n s h i p o f Na 2 S d o s a g e wi t h z i n c r e co v e r y an d g r a d e i n z i n c c o a r se c i r c l e 1 ～ 锌回收率 ； 2 一 锌品位 3 ． 2 ． 4 精选试验 探索试验表明， 精选时部分锌矿物容易掉槽 ， 适 量补加硫化钠可缓解粗粒锌矿物的损失， 通过抑制 剂的对比试验确定了以六偏磷酸钠与水玻璃组合的 抑制剂 ， 经过三次精选后 ， 锌精矿含锌 4 2 ． 6 4 ％， 相 应锌回收率为 6 7 ． 2 1 ％。 3 ． 3 工 艺流 程试 验 在开路流程试验的基础上 ， 进行 了闭路流程试 验 ， 试验流程如图 5 所示 ， 试验结果如表 4 所示。 维普资讯 l 0 有 色金属 选矿部分 2 0 0 5 年第 1 期 Z P 一 0 5 用量／ g - t 。 图 4 捕收剂 Z P一0 5 用量试验结果 Fi g 4 Te s t r e s u l t s o f c o l l e c t o r Z P 0 5 d o s a g e 1 一 锌回收率 ； 2 一 锌品位 4 结 语 1 ． 某氧化铅锌矿石含铅 、 锌分别为0 ． 6 8 ％、 试样 锌精矿 7 ． 3 4 ％， 铅、 锌 矿 物 的 氧 化 率 分 别 为 8 5 ． 4 1 ％、 8 9 ． 8 2 ％， 属深度氧化矿石。 表 4 闭路试验结果 ／ ％ 6 4 Re s u l t s o f s ma U s c a l e c l o s e d c i r c u i t t e s t ／％ 2 ． 采用单一的浮选工艺回收某氧化铅锌矿石是 可行的 ， 小 型闭路试验 采用一 段磨矿 一7 4 ／a m 占 7 5 ％， 用 Na z C O 3 调浆 ， 先硫化浮铅 ， 然后不脱 泥直 接采用胺类组合捕收剂 Z P一0 5作氧化锌矿捕收剂 进行浮选 的工艺流程 ， 可获得含铅 4 0 ． 4 2 ％、 含锌 1 6 ． 2 8 ％、 回收率 3 2 ． 6 9 ％的铅精矿和含锌 4 0 ． 7 3 ％、 含铅 1 ． 6 1 ％、 回收率 7 8 ． 9 1 ％的锌精矿 。 磨矿时间 6 m i n ，一 74 ta m占 7 5 ％ V I N a 2 S 1 0 0 0 g ／ t N H 4 2 S O 4 5 0 0 g ／ t l N a 2 c O3 4 0 0 0 g ／t ． } S N一 9 3 0 g ／ t 丁基黄药8 0 g ／ t { 松醇油2 0 g ／t ； ；一 5 m l n l 1 ／3 t 1 1 选药剂量 1 ／ 6 粗选药剂量 六偏磷 酸钠 5 0 0g ／t 水玻璃 1 0 0 0g ／t N 2 S 5 0 0 0 g／ t 黄药3 0 g ／t ZP一 0 5 4 0 0 g ／t 松醇油2 8 g ／t 5 m i n 六偏磷酸钠 3 0 0 g ／t 水玻璃 1 0 0 g ／t 六偏磷 酸钠 1 5 0 g ／t 水玻璃 5 0 0 g ／t 1／3 粗选药剂量 1 ／6 粗选 药剂量 尾 矿 锌精矿 图 5 闭路试验流程及药剂工艺条件 Fi g 5 F l o ws h e e t a n d r e a g e n t r a t e o f s ma l l s c a l e c l o s e d c i r c uit t est 下转第 6页 维普资讯 6 有 色金属 选矿部分 2 0 0 5年第 1 期 W AY S 0lF I I ℃ OVI NG C0PP ER I NDEⅪ 0lF CU S 0RES w U 一q u n ，LI Ch e n g b i ， HE Gu oy o n g2 ， LIDo n g2 1 ． B e i j i n g Ge n e r a l Re s e a r c h I n s t i t u t e o fMi n i n g a n d Me t a l l u r g y，B e ltin g 1 0 0 0 4 4， C h i n a； 2 ． Do n g g u a s h a n C o p p e r Mi n e ， An h u i T o n g d u C o p p e r S t o c k Co ． L t d， T o n g i i n g An h u i 2 4 4 0 3 1 ， Ch i na Th e l i b e r a t i o n c h a r a c t e r i s t i c a n d fl o t a b i l i t y o f ma i n mi n e r a l s i n C uS o r e s we r e d i f f e r e m f r o m e a c h o t h er a f t e r g r i n d i n g ． B a s e d o n t h e c h a r a c t e r s a b o v e ，S o me e f f e c t i v e s e l e c t i v e c o l l e c t o r s s u c h a s AP o r B J ， we r e u s e d f o r f a s t fl o t a t i o n o r p a r t sel e c t i v e fl o t a t i o n．As a r esu l t ，p a r t co p p e r mi n e r a l s we r e r e cov e r e d fi r s t l y， i mp r o v i ng o f C uS sep ara t i o n we r e r e a l i z e d ， an d f i n a l co p p er i n d e x es we r e i n c r e a s e d．Th e n e w t e c h n o l o g y wa s s u c c e s s f u l l y u s e d i n D e x i n g C o p per Mi n e ，D o n g g u a s h a n Co p per Mi n e an d S i n Qu y e n Co p pe r Mi n e r espec t i v e l y ． KEY W ORDS C u S o r e ； l i b e r a t i o n c h ara c t e ri s t i c ； fl ota b i l i t y ； f ast fl o t a t i o n ；p a r t sel ect i v e fl o t a t i o n ； sel ect i v e co p pe r col l ect o r 上接第 1 0页 参考文献 冶， 2 0 0 2 ， 增刊 7 5 -- 7 8 ， 2 0 0 [ 1 ] 方启学． 西部氧化铅锌资源提取基本思路探讨[ J ] ． 矿 EXPE衄 Nr r OF H A 1 1 oN P OF LE AD Z 唧0l衄 LUO Xi a n p i n g ， 一 ，Y AN Ou n ，XI E M i n g h u i ，Y AN g h i rui n g 1 ． J i a n g x i Un i v e r s i t y of S c i e n c e a nd T e c h n o l o g y， Ga n z h ou J i a n g x i 3 4 1 0 0 0 ， Ch i na ； 2 ． Un i v e r s i t y of Sci enc e a nd T e c h n o l o g y B e i j i n g， B e i j i n g 1 0 0 0 8 3 ，Ch i na ； 3 ． S i c h u a n R e s e a r c h I n s t i t u t e of N o nf e r r o u s ， C h e n g d u 6 1 0 0 8 1 ， Ch i na Ba s e d o n t h e c h a r a c t e r i s t i c s o f a l eadz i n c o x i d e o r e ，t he fl o t a t i o n p r o c e s s u sed Na 2 CO3 a s t he r e g u l a t o r t o con t r o l p H，fl o a t l ead o xid e mi n e r a l s aft e r s ulp h u r a t i ng ，t h e n floa t z i n c o xid e mi n e r als u s e d co mb i n e d a mi n e c o l l e c t o r Z P一0 5 a s col l ect o r of z i n c o xid e o r e i s p o i n t ed o u t i n t h i s p a pe r ，t he l ead con c e n t r a t e a s s a y 4 0． 4 2％ l ea d 、 1 6． 2 8％ z i n c ，i t ’ S l ead r e c o v e r y i s 3 2． 6 9％ ，an d t h e z i n c co n c e n t r a t e a s s a y 4 0． 7 3％ z i n c 、 1 ． 6 1％ l ead，i t ’ s z i n c r e c o v e r y i s 7 8 ． 9 1 ％ ． 、 KEY W ORDS l eadz i n c o xid e o r e ；fl o t a t i o n； a mi n e col l e c t o r 维普资讯