某铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选研究

程琍琍,罗仙平,孙体昌,张 俊

(1.北京科技大学,北京100083;2.江西理工大学,江西赣州341000;3.四川天工威达科贸有限公司,四川成都610036)

新疆某铜铅锌多金属硫化矿的主要矿物为黄铜矿、闪锌矿和方铅矿。目前,因为矿物性质复杂,铜-铅分离效果较差,原有的选矿流程为“铜铅混浮-铜铅分离-铜铅混浮尾矿直接浮锌”难以得到合格的铜精矿与铅精矿,进而影响到选矿的经济效益。为此,通过对铜铅锌矿石进行系统的工艺矿物学和选矿新工艺研究,以达到优化铜铅锌浮选工艺流程的目的,提高铜铅锌浮选分离的指标,从而实现矿产资源的高效开发利用。

1 工艺矿物学研究

试样的化学多元素分析结果见表1。

试样中矿物的相对含量见表2。可见:闪锌矿、黄铜矿与方铅矿占矿物总量约4.65%。其中,黄铜矿含量还高于方铅矿含量,其他金属矿物如砷黝铜矿、磁铁矿等含量较少,其余的为脉石矿物,主要为绿泥石、绢云母、石英等。

表1 矿样化学多元素分析结果/%

表2 矿样矿物含量/%

矿石的构造以块状构造、浸染状构造、角砾状构造与斑杂状构造为主,结构以自然晶结构、它形晶结构、包含结构、交代穿孔结构、交代显微文像结构、交代港湾状结构与固溶体分离结构为主。

矿石中的黄铜矿呈不规则带状、团块状、浸染状、星散状等分布,与闪锌矿呈不规则状毗邻镶嵌,极少数呈细小不规则状包裹于闪锌矿中;有的呈不规则带状包含圆粒的闪锌矿;有的呈微粒 (0.008～0.05mm)交代磁铁矿被磁铁矿包裹。黄铜矿与方铅矿连生,共同交代闪锌矿、黄铁矿,或沿黄铁矿粒间充填;黄铜矿呈不规则状、脉状穿切胶结石英角砾;黄铜矿以浸染状、星点状分布于脉石中。

方铅矿呈不规则状、短束脉状、星点状分布,被闪锌矿包裹;有的与黄铜矿连生交代闪锌矿和黄铁矿;有的呈不规则条带状,包含圆形的闪锌矿,与闪锌矿呈规则或不规则状连生;有的方铅矿交代黄铁矿、闪锌矿呈港湾状;有的方铅矿微粒不规则状在脉石中分布;微少量的方铅矿被黄铜矿包裹。

闪锌矿呈团块状、浸染状、网脉状、星点状分布;有的被方铅矿脉穿切交叉;有的闪锌矿包裹不规则状黄铜矿、方铅矿;有的包裹磁铁矿、黄铁矿;有的呈微脉交代黄铁矿。

黄铁矿呈自形粒状,局部聚集,有的被黄铜矿、方铅矿包裹交代。

在显微镜下,对破碎到-2mm的矿样测定主要金属矿物的单体解离度,结果表明:黄铜矿的单体解离度较好,全样达80.68%。但-0.045mm粒级仍未达到全部解离,这与黄铜矿嵌布特征和嵌布粒度有关。闪锌矿的单体解离度也较好,全样有77.25%,但细粒级也未达到全部解离。方铅矿全样的单体解离较低,为65.12%,粗粒级解离率只有50%,说明方铅矿的嵌布特征较复杂,嵌布粒度较细,这对方铅矿的回收不利。

2 试验方案

目前,因矿物性质复杂,铜-铅分离难度较大,选厂原有的选矿流程为“铜铅混浮-铜铅分离-铜铅混浮尾矿直接浮锌”,采用对环境不友好的K2CrO7抑制铅矿物[1],同时铜-铅分离效果也较差,所获得的铜精矿铅、锌含量高,也影响了铅、锌的回收率。

从多金属硫化矿浮选分离的实践看,流程越简单越容易控制。从目前选矿的技术动向看,电位调控浮选将是最具有竞争力的技术。其中,电位调控浮选在提高浮选选择性和降低药耗方面,有其独特的技术优势[4-8]。因此,本文尝试研究将电位调控浮选技术与优先浮选流程相结合,形成多金属硫化矿电位调控优先浮选的新工艺。

3 试验设备与药剂

磨矿采用XMB2000.05×240型三辊四筒磨矿机与XMQ240×90型锥形球磨机,浮选采用XFD系列单槽和XFG系列挂槽浮选机。试验药剂除捕收剂、起泡剂为工业级外,其他为分析纯。试验用水为实验室清水。单元试样重1000 g。

矿浆p H值和矿浆电位用哈纳p H211A型酸度离子计测定,所配电极为 H I1131B玻璃复合电极。

4 试验结果与讨论

4.1 铜粗选条件实验

4.1.1 捕收剂LP-01用量试验

根据以往试验经验,选取LP-01为选铜捕收剂[9-10]。本试验主要考察LP-01用量对选别指标的影响。按图1流程、磨矿细度及 ZnSO4+YN用量进行了粗选LP - 01用量试验。为充分发挥LP -01的效果 ,起泡剂改用与LP - 01配套的 LQ -01,并固定其用量为7 g/t。由于在前面的试验中发现,不添加电位调整剂 (例如:石灰,Na2CO3等)效果可能更好,所以在LP - 01用量试验中取消了电位调整剂。试验结果如图2所示。

图1 LP-01用量试验流程图

图2 铜粗选捕收剂用量对试验结果的影响

由图2可见,随着LP-01的用量增加,铜精矿中铜品位下降。但是,铜精矿中铜的回收率变化不是很大。综合考虑,选取LP-01用量14 g/t已足够。4.1.2 调整剂条件试验

固定LP - 01用量为14 g/t、LQ - 01用量为7 g/t,在-74μm占83%磨矿细度下,按图 1流程对ZnSO4+YN进行了条件试验,试验结果见图3。

由图3可见,ZnSO4+YN的用量对铜浮选影响较大。在 ZnSO4+YN用量为500+500 g/t与ZnSO4+YN用量为750+750 g/t时,铜精矿中锌的含量相差不大,而铅的含量依然有所下降。因此,后续试验考虑选取ZnSO4用量为500 g/t,继续增大 YN,考察 YN用量对铜粗选的影响。试验结果表明,增加YN的用量能有效抑制铅,提高铜精矿中铜的品位。当 YN∶ZnSO4为4∶1时,即YN 2000 g/t、ZnSO4500 g/t,铜精矿中铜的品位大大提高。综合比较,确定 YN+ZnSO4用量为2000+500 g/t,此时矿浆电位为-30～-40 m V,p H值为8.5～9.5。

图3 铜粗选抑制剂用量对试验结果的影响

4.2 铅粗选条件试验

4.2.1 浮铅捕收剂的选择

(ZnSO4+YN)作锌矿物的抑制剂[8,10],采用石灰作矿浆电位调整剂,在矿浆p H为11.10～11.26,矿浆电位-220～-230 m V的条件下,考察不同捕收剂方案对铅粗选的影响,试验流程见图4,结果见表3。由表3可见,用单种捕收剂的时候,对铅的捕收效果不是很好。当用SN-9#+苯胺黑药混合捕收剂的时候,铅精矿中铅的品位大大提高。因此,在后续试验中,铅粗选的捕收剂选用SN-9#+苯胺黑药混合捕收剂,经过探索选取 SN-9#与苯胺黑药配比为 1∶1,用量为40 g/t。

图4 铅捕收剂种类试验流程和条件

表3 不同捕收剂对铅粗选的影响/%

4.2.2 选铅矿浆p H与矿浆电位的影响

由前面的试验可以看出,铅粗选中铅精矿中含锌量较多,石灰是用作矿浆p H和矿浆电位的调整剂与稳定剂,同时对锌有一定的抑制效果。根据图4对石灰用量进行了考察,试验结果见图5。

图5 铅粗选石灰用量对试验结果的影响

由图5可知,在铅粗选铅精矿中,当石灰用量少时,有很大一部分锌上浮;当石灰的用量加大时,锌的含量减少;当石灰用量为3000 g/t时,锌含量最少。此时,矿浆p H值为11.26,矿浆电位为-227.2 mV,铅浮选回收率达到最大值,铅粗精矿中锌含量也达到最低值。所以,在后续试验中,铅粗选石灰用量为3000 g/t。可见,方铅矿浮选的电位与矿浆p H,正好是锌矿物被较好地抑制。

4.3 锌粗选条件试验

以CuSO4为活化剂、丁黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,按图6流程对 CuSO4和丁黄药进行了用量试验。根据试验结果,确定锌粗选 CuSO4用量为400 g/t,丁黄药用量为80 g/t。

图6 锌粗选丁基黄药用量试验流程图

4.4 闭路流程试验

在条件试验与开路流程试验的基础上,进行了图7的闭路流程试验,试验结果见表4。由表4可见,采用电位调控优先浮选新工艺处理该铜铅锌多金属硫化矿石,在原矿含铜 0.57%、铅0.55%、锌 1.90%的情况下,可获得含铜24.27%、铅 2.03%、锌 2.58%、铜 回 收 率88.56%的铜精矿,含铜2.53%、铅50.73%、锌8.69%、铅回收率 70.10%的铅精矿,含铜0.36%、铅 1.31%、锌 52.10%、锌 回 收 率81.99%的锌精矿。

图7 闭路试验流程及条件

表4 闭路试验结果/%

5 结论

1)针对现有的矿石性质,按新疆鄯善县众和矿业有限责任公司原有的“铜铅混浮-铜铅分离-铜铅混浮尾矿直接浮锌”工艺进行分选,难以得到合格的铜精矿与铅精矿。因此,需对现生产流程进行改造,以实现矿产资源的高效利用。

2)以LP-01为捕收剂,采用“铜-铅-锌依次优先浮选”方案,作铅锌硫矿物的抑制剂优先浮选铜矿物,浮铜后在矿浆p H为11. 10～11. 26,矿浆电位-220～-230 m V的条件下,采用 SN-9#+苯胺黑药混合捕收剂作铅矿物捕收剂,(Zn-SO4+YN)作锌硫矿物抑制剂抑锌浮铅,浮铅后尾矿采用硫酸铜作活化剂,丁黄药作捕收剂浮锌的方案。在原矿含铜 0.57%、铅 0.55%、锌1.90%的情况下,可获得含铜24.27%、铜回收率88.56%的铜精矿,含铅 50.73%、铅回收率70.10%的铅精矿,含锌 52.10%、锌回收率81.99%的锌精矿。

3)新工艺浮选过程稳定,易于操作与监控,指标可靠,适应性强,所采用的药剂与原生产工艺采用的药剂相比,更有利于矿山环境保护及清洁生产。

[1] Duran Kocabaˇg,Taki Güler. Two-liquid flotation of sulphides:An electrochemical app roach[J].Minerals Engineering,2007,20:1246-1254.

[2] 顾帼华,胡岳华,邱冠周,等.方铅矿的浮选电化学与原生电位浮选 (Ⅰ)方铅矿高碱浮选流程的电化学 [J].矿冶工程,2002(1):52-55.

[3] Yuehua Hu,Wei Sun,Dianzuo Wang.Electrochemistry of flotation of sulphideminerals[M].Beijing:Tsinghua university p ress,2009:175-189.

[4] F.N.Aloson,T.p.Trevino.Pulp potential control in flotation[J].The metallurgical quarterly,2002,41:391-398.

[5] 王淀佐.硫化矿浮选与矿浆电位[M].北京:高等教育出版社,2008:180-234.

[6] 罗仙平,程琍琍,胡敏,等.安微新桥铅锌矿石电位调控浮选工艺研究[J].金属矿山,2008(2):61-65.

[7] 罗仙平,王淀佐,孙体昌.会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮铅优先浮选新工艺 [J].有色金属,2006,58(3):94-98.

[8] 罗仙平,王淀佐,孙体昌,等.某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究 [J].金属矿山,2006(6):30-34.

[9] 罗仙平,付中元,陈华强,等.会理铜铅锌多金属硫化矿浮选新工艺研究[J].金属矿山,2008(8):45-51.

[10] 罗仙平,陈华强,严志明,等.从会理锌矿铅锌矿石中分选铜的试验研究[J].江西理工大学学报,2008,29(5):5-11.