低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究

1、低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究一、引言目前，兰坪难选氧化铅锌矿正处于试验研究及优化阶段，氧化铅锌资源开发利用仍采用采富弃贫、富矿直接冶炼的传统的方法。为了提高资源利用率，2004年北京矿冶研究总院对云南金鼎锌业公司所属的兰坪低品位复杂难处理氧化铅锌矿进行了新工艺开发的优化试验研究。经近半年的选矿试验及矿石的工艺矿物学研究，有效地开发出了处理该矿的全浮选分离工艺。二、试验矿样（一）化学分析及物相分析试验矿样的化学成分分析结果见表1，铅物相分析结果见表2，锌物相分析结果见表3。表1  试验矿样的化学成分结果表2  试验矿样铅物相分析结果表3  试验矿样锌物相分

2、析结果（二）矿物组成对试验矿样(原矿)按金属矿物和脉石矿物两类分别进行较为详细的矿物组成研究，矿物组成研究结果列于表4。表4  试验矿样矿物组成从以上矿物组成结果可知，试验矿样中氧化铅和氧化锌矿物种类多而复杂，尤其是氧化锌矿物更为复杂，水溶锌和硅锌矿所占比例较大，这部分锌在浮选过程中属较难浮的氧化锌矿物，该矿较为难选。（三）矿物的嵌布粒度该矿样主要矿物的嵌布粒度均以中粒、细粒嵌布为主，粗、中、细粒不均匀嵌布，微粒较少。矿物嵌布粒度的大小顺序为：褐铁矿菱锌矿闪锌矿方铅矿黄铁矿和白铁矿。菱锌矿的粒度范围是0.0151.0mmI以中粒嵌布为主，粗、中、细粒不均匀嵌布；闪锌矿的粒度范围是0.

3、012.0mm，以中、细粒嵌布为主，粗、中、细粒不均匀嵌布；方铅矿的粒度范围是0.0050.8mm，以中粒嵌布为主，粗、中、细粒不均匀嵌布；黄铁矿和白铁矿的嵌布粒度范围为0.0030.8mm，以中、细粒嵌布为主，粗、中、细、微粒极不均匀嵌布。由于矿石中绝大部分有用矿物呈粒状、脉状嵌布在脉石矿物(主要是石英)颗粒的裂隙中，加之矿石氧化较深，部分矿石松散，褐铁矿较多，碳酸盐、硫酸盐矿物也比较多，易于利用破碎机破碎和解离。（四）矿物的解离度试验矿样在磨矿细度占80%的条件下，方铅矿单体占94.8%，与闪锌矿、黄铁矿和脉石等连生体占5.2%；闪锌矿单体占92.5%，与脉石、褐铁矿、黄铁矿等连生体分别为

4、5.1%2.0%，0.4%；菱锌矿单体占%.1%，与脉石、褐铁矿、黄铁矿连生体分别为2.8%，0.6%，0.5%。显然，磨矿细度占80%时，方铅矿、闪锌矿和菱锌矿都已充分解离，但也应看出粒级方铅矿、闪锌矿解离不够充分。三、选矿工艺研究（一）硫化矿优先浮选试验由铅锌物相研究结果可知，试验矿样中铅、锌的氧化率分别为75.85%，69.89%，含有铅和锌的硫化相分别为24.15%，31.11%。在浮选过程中硫化相中的铅锌应回收。经多方案试验研究，制定了硫化矿优先浮选方案。即首先浮选硫化铅、硫精矿、硫化锌精矿的硫化矿浮选方案。试验工艺流程见图1。图1  硫化矿优先浮选试验流程1、硫化铅浮选捕

5、收剂PN用量试验优先浮选硫化铅捕收剂PN用量试验流程见图1，试验结果见图2。图2  硫化铅浮选捕收剂PN用量试验结果由图2试验结果可知，PN用量30g/t时，得到的硫化铅粗精矿中铅品位及回收率较优，故确定硫化铅粗选PN用量为30g/t。2、硫优先浮选调整剂CN用量试验在硫化铅浮选PN用量30g/t条件下，优选浮选硫，进行CN用量试验，试验流程见图1，试验结果见图3，硫浮选给矿为硫化铅粗选尾矿。图3  硫优先浮选调整剂CN用量试验结果由硫浮选试验结果可知，在进行硫浮选时，添加CN有利于硫浮选回收率的提高，由于部分硫的嵌布粒度较细，为了防止没充分上浮的硫进人了硫化锌精矿，导致硫

6、化锌精矿品位降低，故试验中要加人一定量的CN，CN用量为300g/t。3、硫化锌优先浮选CuSO4用量试验硫化锌优先浮选CuSO4用量试验，试验流程见图1，试验结果见图4，硫化锌浮选给矿为硫浮选尾矿。图4  硫化锌优选浮选CuSO4用量试验结果由以上硫酸铜用量试验结果可知，硫酸铜用量为300g/t时，所得到硫化锌粗精矿品位及回收率均较高，硫酸铜用量再大，锌回收率增加不明显，确定硫酸铜用量为300g/t。（二）新型浮选药剂的氧化锌浮选试验在氧化锌浮选原工艺基础上，根据氧化锌新型浮选药剂选择试验结果，最终确定了较为有效的氧化锌浮选条件，其工艺条件见图5，在此工艺条件下进行了各药剂用量试验

7、。氧化锌浮选给矿为硫化矿混合浮选尾矿经脱泥后产品。图5  氧化锌浮选新工艺条件1、捕收剂MA用量试验氧化锌新型浮选工艺捕收剂用量试验条件见图5，试验结果见图6。氧化锌浮选给矿为硫化锌浮选尾矿经脱泥后产品。图6  氧化锌浮选捕收剂MA用量试验结果由图6可见，捕收剂MA用量从50g/t增加到200g/t时，锌回收率逐渐增加；但当MA用量达100gA后，氧化锌精矿品位达到最高，含锌为13.89%，再增加捕收剂用量，氧化锌精矿品位开始下降；锌回收率增加幅度不大，因而捕收剂MA用量选1008/t为宜。2、调整剂D2用量试验在捕收剂MA用量100g/t条件下，进行调整剂D2用量试验，试

8、验条件见图5，试验结果见图7。由图7试验结果可见，当D2用量为2000g/t时，氧化锌粗精矿品位略有降低，但氧化锌浮选作业回收率达最高为59.14%，因而确定D2用量2000g/t。图7  D2用量试验结果3、调整剂D1用量试验在捕收剂MA用量100g/t，D2用量2000g/t条件下，进行调整剂D1用量试验，试验条件见图5，试验结果见图8。图8  D1用量试验结果由图8试验结果可知，当D1用量为1500g/t时，氧化锌粗精矿的品位和回收率都达到了最大，分别为16.61%和75.33%，因而选择D1用量为1500g/t。4、硫化钠用量试验在捕收剂MA用量100g/t，D2用

9、量2000g/t，D1用量1500g/t条件下，进行硫化钠用量试验，试验条件见图5，试验结果见图9。图9试验结果表明，当硫化钠用量为4000g/t时，氧化锌粗精矿品位及作业回收率分别为16.85%和75.04%，均达到最高，故确定硫化钠用量为4000g/t。图9  硫化钠用量试验结果（三）氧化锌粗精矿精选硫化钠用量试验氧化锌精选条件试验只进行了硫化钠用量试验，精选的给矿为氧化锌两次粗选精矿的合并后进行精选，试验条件见图10，试验结果见图11。图10  氧化锌粗精矿精选硫化钠用盆试验流程图11  氧化锌精选硫化钠用量试验结果由试验结果可知，氧化锌精选时，硫化钠用量采用1500g/t时，精选所得精矿品位及作业回收率两个因素选别指标较好。故确定精选硫化钠用量为1500gA。（四）开路浮选试验开路浮选试验工艺流程见图12，试验结果见表5。图12  氧化铅锌矿石浮选工艺开路试验流程表5  开路浮选试验结果（五）闭路浮选试验闭路浮选试验流程见图13，浮选试验结果见表6。图13  闭路试验工艺流程表6  闭路浮选试验结果四、结论1、本试验矿样中锌矿物较复杂，异极矿(硅酸锌)含量较高，分布率为16%91%；其次水溶锌(锌矾)中锌分布