西藏某高硫铜铅锌硫化矿浮选试验研究
2016-06-23逄军武王立辉
逄军武,王立辉,李 磊,张 玲
(中国黄金集团西藏华泰龙矿业开发有限公司,西藏 拉萨 850200)
西藏某高硫铜铅锌硫化矿浮选试验研究
逄军武,王立辉,李磊,张玲
(中国黄金集团西藏华泰龙矿业开发有限公司,西藏 拉萨 850200)
摘要:西藏某铜铅锌硫多金属硫化矿,矿物嵌布粒度细、共生关系复杂,且含硫量较高。采用铜铅混合浮选→铜铅分离→尾矿抑硫浮锌浮选工艺流程。最终获得铜精矿铜品位28.22%、回收率85.29%,铅精矿铅品位57.49%、回收率85.61%,锌精矿锌品位44.17%、回收率62.96%,银在铜、铅精矿中的总回收率达到89.7%,实现了矿物的综合回收。
关键词:多金属硫化矿;铜铅混选;铜铅分离;抑硫浮锌
中国黄金集团西藏华泰龙矿业开发有限公司位于西藏甲玛地区冈底斯成矿带,资源储量巨大,矿物种类多,有用矿物为单一铜矿、铜钼矿、铜铅锌矿,并伴生金银贵金属,主要金属矿物嵌布粒度细、共生密切。试验采用铜铅混合浮选→铜铅分离→尾矿抑硫浮锌浮选工艺流程,实现了铜铅锌矿物的有效分离。
1矿石性质
原矿多元素分析结果见表1。
该矿石是含铜、铅、锌、钼、锑等多种有益成份的硫化矿石,且有益成份以各自的独立矿物形式存在:铜主要以黄铜矿形式存在,其次是斑铜矿、辉铜矿及少量铜蓝;铅、锌、钼、锑分别以方铅矿、闪锌矿、辉钼矿、辉锑矿形式存在;除有用矿物外,矿石中还含有大量黄铁矿、胶黄铁矿和极少毒砂等金属硫化矿物,与有用矿物密切共生。
表1 原矿多元素化学分析结果/%
注:Au、Ag为g/t(以下同)。
矿石中金属硫化矿物密切共生,常构成两种或多种金属硫化矿物共生组合嵌布在以石榴石-碳酸盐、长石-石英-碳酸盐、透闪石-阳起石为主体的脉石矿物中。矿石中脉石矿物种类较多:主要有石榴石、长石、石英、方解石、白云石、透闪石、阳起石,另有少量绿泥石、绢云母、透辉石、硅灰石等。黄铜矿大部分呈斑块、斑点状、不规则粒状单独或与方铅矿、闪锌矿、黄铁矿一起嵌布在脉石中,随矿石的碎裂、蚀变,部分黄铜矿也发生碎裂,并且沿其边角部位有粉化混杂现象。方铅矿-闪锌矿-黄铜矿-黄铁矿常构成硫化矿物组合,以集合体的形式嵌布在脉石或黄铁矿中,大部分粒度较粗,一般在0.1~0.3mm;少量呈球粒状、细粒群体星点状分布在黄铁矿或黄铜矿中的方铅矿粒度较细,小于30μm,不易单体解离。闪锌矿呈块状、粒状、碎裂粒状与其它金属矿物一起嵌布在脉石中,整体粒度较粗,少量碎裂严重的粒度较细,并有粉化混杂现象;另外,部分闪锌矿中常常包裹有呈固溶体分离结构的细粒星点状的黄铜矿,这些黄铜矿在闪锌矿中,分布疏密不均,粒度细微,大部分难以解离,只能载负于闪锌矿中,影响铜的回收,也影响闪锌矿的纯度。黄铁矿、胶黄铁矿主要呈晶粒状聚集体、晶粒状群体单独分布在脉石中,其中一部分与有用矿其他矿物多以共生、伴生或独立形态存在。矿石中有价金属以铜、铅、锌为主,并伴有钼和金、银,金属硫化矿物密切共生,常构成两种或多种金属硫化矿物共生组合嵌布在脉石中,硫化物之间嵌连关系较为复杂,导致相互之间分离比较困难。
2浮选试验研究
本次试验研究采用铜铅混浮→混浮精矿铜铅分离→尾矿抑硫浮锌技术方案。
2.1铜铅混合粗选条件试验
2.1.1磨矿细度试验
磨矿细度是浮选的首要条件,确定合适的磨矿细度是决定各矿物回收率和精矿质量的先决条件。铜铅混合粗选采用硫酸锌+硫化钠(2∶1)作为锌抑制剂,用量为1500g/t,其他条件见图1,磨矿细度对铜铅锌回收率的影响结果见图2。
图1试验流程
由图2可以看出,铜铅回收率随着磨矿细度增加从94%和87.6%缓慢增长到96%和97.3%的趋势;锌回收率则先降后升,即由27%降至23%后再上升至30%。在磨矿细度为73%(-74μm)时出现转折点。此时铜铅回收率指标也较好。综合考虑技术指标和经济指标,确定最佳磨矿细度为73%(-74μm)。
2.1.2石灰用量试验
本次试验原矿中含有较多的黄铁矿,石灰为矿浆pH调整剂,也是黄铁矿的抑制剂。铜铅混合粗选石灰用量对铜铅锌回收率的影响见图3。
由图3可见,在一定pH范围内,铜铅回收率随石灰用量增加而增高。其中在石灰用量2500g/t时(pH值10.5左右),铜铅回收率受影响较小,也能很好抑制锌。大量的石灰还可以有效的抑制黄铁矿,避免铜铅分离时进入铅精矿中,影响铅精矿品位。
2.1.3铜铅混合粗选锌抑制剂试验
本次试验铜铅混合粗选锌抑制剂采用硫酸锌和硫化钠组合药剂,在磨矿细度73%(-74μm),石灰2500g/t,Z-200∶48g/t,乙硫氮30g/t的试验条件下,进行抑制剂变量试验。试验结果见表2。
从表2中看出,硫酸锌∶硫化钠(2∶1)=1000∶500与硫酸锌∶硫化钠(4∶1)=1000∶250两组试验结果较好,后面一组药剂用量更少。硫酸锌∶硫化钠(4∶1)=1000∶250为最佳值。
2.1.4捕收剂条件试验
原矿中黄铁矿含量较高,选用Z-200与乙硫氮为捕收剂,可减小混合粗选时对黄铁矿捕收作用,为接下来铜铅分离创造良好的条件。Z-200与乙硫氮用量采用固定比例:Z-200∶乙硫氮=2∶1。捕收剂总用量对铜铅锌回收率的影响见图4。
试验结果表明,随着捕收剂总用量的增加,铜铅回收率呈现升高趋势,分别由94%和92.7%升高到96.5%和97%,达这个回收率后趋势变缓,锌回收率呈现逐渐递增的趋势。在捕收剂总用量为90g/t时,铜铅回收率达到最佳指标,混合粗精矿锌的上浮量也较小,因此将捕收剂总用量定为90g/t,即Z-200、乙硫氮用量分别为60g/t、30g/t。
2.2锌浮选试验
2.2.1锌粗选试验
本次试验采用硫酸铜对闪锌矿进行活化,硫酸铜对闪锌矿的活化作用与矿浆pH值有很大的关系,在pH=6时,闪锌矿对Cu2+吸附量最大;酸性和碱性矿浆中,吸附量均下降;在pH=11,又有一个吸附量升高的峰值;pH=9时,吸附量最小。黄铁矿在酸性矿浆中容易被活化,可浮性较好。本次试验研究在活化闪锌矿时,采用石灰将矿浆pH值调到11,此时可以有效的抑制黄铁矿,硫酸铜也能够发挥最大作用。试验条件和工艺流程见图5。
表2 抑制剂用量试验结果
图2 磨矿细度对铜铅锌回收率的影响
图3 石灰用量对铜铅锌回收率的影响
图5硫酸铜条件试验工艺流程
硫酸铜活化闪锌矿的过程属于化学吸附,过程较慢,所以搅拌时间不能太短。硫酸铜用量对锌回收率和品位的影响见图6。
图6硫酸铜用量对锌回收率和品位的影响
试验结果表明,随着硫酸铜用量的增加,锌回收率和品位都有所提高,用量超过300g/t以后锌回收率开始下降,矿浆中过量的硫酸铜消耗捕收剂或是锌回收率下降的原因。硫酸铜最佳用量为300g/t。
2.2.2锌精选试验
调整剂对矿物表面的竞争作用中提出临界pH值概念,其中黄铁矿的临界pH值为10.5,经活化的闪锌矿临界pH值是13.3。用石灰将矿浆pH调到12,可以达到锌硫分离的目的,有利于进行锌精选。锌精选试验流程见图7,试验结果见表4。
试验使用石灰将矿浆pH调到12,经三次精选,最终锌精矿品位可达44.07%。锌精矿为合格产品。
2.3铜铅分离试验
铜铅混合粗精矿经三次精选,得到铜铅锌品位分别为17.12%、26.76%和1.52%的铜铅混合精矿。在完成脱药后进行铜铅分离,铜铅分离铅抑制剂采用硫化钠、亚硫酸钠、硫酸锌组合药剂,药剂用量试验流程见图8,试验结果见表5。
图7锌精选试验流程
图8铜铅分离抑制剂用量试验流程
表4锌精选试验结果
样品名称产率/%品位/%回收率/%CuPbZnCuPbZn锌精矿24.910.940.7444.0747.1236.3490.08中矿75.090.350.431.6152.8863.669.92锌粗精矿100.000.500.5112.19100.00100.00100.00
表5 铜铅分离试验结果
铜铅分离试验结果表明,随着组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠+硫化钠用量的增加,对铅的抑制效果逐渐增强,铜矿物也随着组合抑制剂用量的增加而逐渐受到抑制,当组合抑制剂用量达到硫酸锌700g/t、亚硫酸钠2100g/t、硫化钠200g/t时,铜粗精矿可以得到较好的质量与回收率指标,此时铅粗精矿指标也较好,药剂量继续增大,则铜矿物也受到了明显的抑制作用,因此,将铅矿物组合抑制剂用量选为硫酸锌700g/t、亚硫酸钠2100g/t、硫化钠200g/t。
2.4浮选闭路试验
在条件试验的基础上,为保证铜精矿、铅精矿质量增加了一次铜铅分离精选、一次铜铅分离扫选进行闭路试验。浮选闭路试验流程见图9,试验结果见表6。
由表6可知,采用图9所示的试验流程和药剂制度,最终可获得:铜精矿铜品位28.22%,含铅3.47%、含锌0.96%,铜回收率85.29%;铅精矿品位57.49%,含铜1.92%,含锌2.49%,铅回收率85.61%;锌精矿品位44.17%,含铜0.88%、含铅1.07%,锌回收率62.96%的良好指标,实现铜铅锌矿物的有效分离。
图9 浮选闭路试验流程
产品名称产率/%品位/%回收率/%CuPbZnCuPbZn铜精矿*3.7328.223.470.9685.296.064.44铅精矿*3.181.9257.492.494.9585.619.81锌精矿1.150.881.0744.170.820.5862.96尾矿91.940.120.180.28.947.7522.79原矿100.001.232.140.81100.00100.00100.00
注:铜精矿含银917.28g/t,铅精矿含银735g/t,银总回收率89.7%。
3结语
1)西藏某高硫铜铅锌多金属硫化矿,含铜1.25%、铅2.09%、锌0.87%及Ag64.2g/t,矿物共生密切,属难分离多金属硫化矿,可综合回收铜、铅、锌和银。
2)试验采用铜铅混合浮选—铜铅分离—混合浮选尾矿抑硫选锌工艺流程,可以获得铜品位28.22%,回收率85.29%;铅精矿品位57.49%,回收率85.61%;锌精矿品位44.17%,回收率62.96%;银在铜、铅精矿中的总回收率达到89.7%,实现矿物的综合回收。
3)在整体试验流程中,控制好每个环节的pH值,是实现各矿物有效分离的关键。试验采用亚硫酸盐法,无毒无公害,且被抑制的闪锌矿容易活化。铜铅混合浮选只有一次扫选,减少锌矿物在铜铅混合浮选作业上浮,有利于产出合格锌精矿。
参考文献
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Flotation of a high-sulfur copper-lead-zinc sulfide ore in Tibet
PANG Jun-wu,WANG Li-hui,LI Lei,ZHANG Ling
(Tibet Huatailong Mining Development Co.,Ltd.,China National Gold Corporation,Lasa 850020,China )
Abstract:One copper-lead-zinc-sulphur polymetallic sulfide deposit in Tibet was finely and complexly disseminated,which contains high sulphur.Flowsheet of copper-lead bulk flotation-separation of copper-lead then flotation of zinc with inhibition of sulphur was adopted.Grade of copper,lead and zinc concentrates were 28.22%,57.49% and 44.17% respectively.Recovery of them were 85.29%,85.61% and 62.96% separately.Silver was collected in copper and lead concentrates with a recovery of 89.7%.Comprehensive recovery of this polymetallic sulfide ore was completed well.
Key words:polymetallic sulphide ore;copper-lead mixed election;separation of copper and lead;inhibition of sulfur flotation zinc
收稿日期:2015-05-14
基金项目:国家“十二五”科技支撑计划“西藏特大型多金属矿高效开发利用关键技术研究”资助(编号:2012BAB01B00)
作者简介:逄军武,男,毕业于昆明理工大学矿物加工工程专业,现就职于西藏华泰龙矿业开发有限公司选矿科技攻关试验室,主要从事有色金属等选矿工艺研究及生产实践工作。E-mail:912702674@qq.com。
中图分类号:TD952
文献标识码:A
文章编号:1004-4051(2016)05-0116-05