提高铅锌回收率选矿实践

2015-05-11余厚福

有色金属科学与工程 2015年2期

余厚福

（江西铜业公司银山矿业有限责任公司，江西上饶 334200）

0 引言

我国矿产资源的特点是贫矿多、富矿少，难选矿多、易选矿少，共生矿多、单一矿少，有色金属矿85%以上是综合矿[1].铅锌作为重要的有色金属矿产资源，在国民经济中具有重要的作用[2-3].目前我国铅锌矿根据氧化铅锌的含量可分为硫化铅锌矿、氧化铅锌矿和混合矿[4].银山矿业公司是投产50余年的老矿山，原矿含铅1.2%，含锌1.7%，矿石属较低品位铅锌矿[5]，铅锌矿物以硫化矿为主.随着井下开采的铅锌矿石性质的复杂化及原矿品位的降低，选矿指标一直不理想，为此，选矿技术人员对选矿工艺进行了优化，使选矿指标逐步提高.

1 矿石的物质组成

该矿矿物组成较为复杂，金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿、毒砂、褐铁矿、磁黄铁矿、白铁矿等.非金属矿物有石英、方解石、绢云母、菱锰矿、绿泥石、菱铁矿、绿泥石、高岭石.矿物相对含量见表1.

表1 矿石矿物相对含量/%

从表1中可知，矿石矿物种类较多，脉石矿物中绢云母和绿泥石占有率较大，由于绢云母可浮性较好，绿泥石较易泥化，有可能成为矿石较难分选的主要原因.

2 矿物嵌布特征及嵌布粒度

2.1 主要矿物嵌布特征

该矿石主要矿物为方铅矿、闪锌矿、银黝铜矿、深红银矿、含银车轮矿和黄铁矿，各矿物的嵌布特征如下：①方铅矿.呈不规则的条纹、团矿状、脉状，少数呈星散状分布.方铅矿呈网脉状沿黄铁矿、闪锌矿、毒砂的裂纹充填，有的方铅矿沿白铁矿的纤维、柱粒间充填，并交代黄铁矿变斑晶；②闪锌矿.呈不规则碎斑碎粒状、团块状、条纹条带状、斑点状分布.呈不规则状交代黄铁矿或包裹毒砂、粗粒毒砂、黄铁矿，常与方铅矿连生；③银黝铜矿.与深红银矿连生沿闪锌矿解理充填，呈线状分布，常包裹于方铅矿中；④深红银矿.呈不规则状被方铅矿包裹或与银黝铜矿连生；⑤含银车轮矿.呈不规则状分布于方铅矿中，与银黝铜矿连生；⑥黄铁矿.呈不规则碎斑、碎粒角砾状、团块状、星散状浸染状、斑状变晶微脉状分布，被闪锌矿、方铅矿、包裹；有的被闪锌矿、方铅矿、交代呈港湾状、孤岛状.方铅矿常沿黄铁矿间隙充填呈网脉状.

2.2 方铅矿、闪锌矿嵌布粒度

经工艺矿物学研究统计，方铅矿、闪锌矿嵌布粒度见表2：

表2 方铅矿、闪锌矿嵌布粒度

从表2中看出方铅矿比闪锌矿嵌布粒度细些，为细粒嵌布，属不等粒嵌布类型.而闪锌矿嵌布粒度以中粒嵌布为主.

3 矿石矿物单体解离度

方铅矿单体解离度测定结果见表3，闪锌矿单体解离度测定结果见表4.

从表3可以看出：方铅矿单体解离度68.87%，单体解离度较差.≥74μm粒级只有83.09%，≥49μm粒级也只有92.37%.

从表4可以看出：闪锌矿单体解离度略高于方铅矿，为71.69%，但≥74μm也只有83.98%，从测定结果可以确认必须通过合理的磨矿，才能达到矿物单体解离目的[6].

表3 方铅矿单体解离度测定结果/%

表4 闪锌矿单体解离度测定结果/%

图1 铅锌系统浮选工艺流程图

4 选矿工艺流程

选矿厂铅锌系统处理量为500 t/d，铅锌原矿经破碎至P80=18mm后进入一台MQG2700×2100球磨机，磨至≤74μm含量55%左右进入浮选作业.对于硫化铅锌矿来说，主要的难点为铅锌分离[7].目前铅锌矿的选矿方法主要有铅锌混合浮选-铅锌分离浮选工艺及优先浮铅再选锌工艺[8-9].银山矿业浮选工艺采用优先选铅，选铅尾矿加硫酸铜活化再选锌.主要目的金属为铅、锌、银.要提高银的回收率，主要是强化铅矿物的浮选[10]和提高含银黝铜矿的浮游速度，预期在提高铅回收率的同时，银的回收率也将提高[11].浮选作业以石灰作为介质调整剂和黄铁矿的抑制剂，选铅粗选pH值为7.5，精选pH值为9，捕收剂为乙丁基钠黄药1∶1组合、乙硫氮，锌抑制剂为氰化钠、硫酸锌组合，选铅尾矿加硫酸铜活化，用乙丁基钠黄药1∶1组合为捕收剂选锌，选锌粗选用石灰将pH值调整为11.5抑制黄铁矿，目前铅回收率81.5%左右，锌回收率86.5%左右，铅中银回收率为60%.铅锌系统浮选工艺流程如图1.

5 选矿试验

磨矿细度是否合适直接影响到选别指标的好坏[12]，最佳的磨矿细度不仅要保证目的矿物单体解离，而且无过粉碎现象[13].为了确定合理的磨矿细度，在乙丁基黄药 1∶1 配比 60 g/t，乙硫氮 25 g/t，氰化钠25 g/t，硫酸锌300 g/t，松油45 g/t的用量，pH≥8的条件下在不同磨矿细度条件下进行了实验室粗选选别实验，实验结果如表5.

表5 磨矿细度对浮选指标的影响/%

从表5可以看出，当磨矿产品≤74μm含量为55%时，选铅回收率在83.53%，当≤74μm含量提高到65%时选铅回收率达到了87.20%，≤74μm含量为65%～75%时回收率提高不明显，通过图1还可以看出，当磨矿产品细度在65%时，选铅粗选精矿含锌略有提高，但考虑到铅回收率较高，比较后确定将磨矿产品细度确定为≤74μm含量≥65%.细度在此基础上提高会增加磨矿成本，对选铅回收率的提高作用不大.从磨矿细度实验可以看出，随着磨矿细度的提高，铅锌矿物解离充分，对铅锌的分选创造了良好的条件.

乙硫氮选择性好，对方铅矿、黄铜矿的捕收能力强，对黄铁矿捕收能力弱，选择性好[14]，在高碱度条件下，能改善铅和锌之间的分选效果，可以不用或少用氰化钠，用乙硫氮做捕收剂，浮选速度较混合黄药快一倍，同时用量可较黄药成倍的减少[15].王淀佐教授指出，乙硫氮在pH≥11介质中，方铅矿表面生成Pb（DTC）2盐，它阻滞了PbS表面的自身氧化.按硫化矿的微氧化理论，浮选矿浆的高pH值有利于乙硫氮对方铅矿的浮选[16].为了优化铅锌分离的效果，在磨矿产品细度确定为≤74μm含量为65%，乙丁基黄药 1∶1 配比 60 g/t，氰化钠 25 g/t，硫酸锌 300 g/t，松油45 g/t用量，pH≥9.5的条件下，针对乙硫氮用量做了实验室粗选试验，试验结果如表6.

表6 乙硫氮用量和选铅回收率关系

从表6可以看出，随着乙硫氮用量的不断增加，铅粗选精矿中铅回收率不断增加，但是精矿中锌的回收率也在逐步增加，到乙硫氮用量为32 g/t时，铅精矿中锌的损失率提高到24.25%，综合考虑认为在乙硫氮用量为28 g/t时比较合理，此时铅回收率为87.63%，锌回收率为21.37%.通过乙硫氮浮选条件实验，可以看出同样的选矿时间，乙硫氮的浮选速度要远远高出黄药，有利于铅锌矿物的分离.

6 工艺调整及效果

结合以上实验结果，该厂对选铅作业现场工艺进行了改进，改进前后数据如表7.改进前后选矿指标对比如表8.

从改进前后指标对比可以看出：2013年将磨矿产品细度提升到小于74μm含量≥65%，氰化钠用量提升到30 g/t，选铅指标由2010年的81.47%提高到2013年的84.51%，铅精矿含锌2010年为5.18%，2013年为5.21%，相差不大.为了降低铅精矿含锌，2014年在2013年的工艺基础上对选铅药剂使用做了进一步改进，将选铅粗选乙硫氮用量由12 g/t提高到18 g/t，粗选黄药由60 g/t调整为45 g/t，选铅扫选黄药由30 g/t调整为20 g/t，2014年1～9月选铅回收率为86.93%，铅精矿含锌降为4.22%，选锌回收率提高到88.05%.由于含银矿物和方铅矿嵌布关系密切，随着铅回收率的提高，2014年1～9月铅中银回收率也由2013年的60.16%提高到65.59%.