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西藏某铜铅锌银多金属矿选矿试验研究

2019-01-18庞雪敏田江涛

中国矿业 2019年1期
关键词:方铅矿闪锌矿黄铜矿

庞雪敏,危 刚,田江涛

(河北省地质实验测试中心,河北 保定 071000)

铜、铅、锌等有色金属应用广泛,随着我国铜铅锌矿石开发利用力度不断加大,易选矿石逐渐减少,目前探明和开发利用的多为复杂、共生矿石资源[1],矿石中多伴生锡、锑、金、银、镓、镉、铟、锗、重晶石萤石等[2]。铜、铅、锌硫化矿在浮选时由于可浮性相近、矿物间致密共生、嵌布粒度复杂等因素,容易造成有用矿物品位不高、回收率偏低等问题,近年来高效分选、综合回收的可持续发展理念使得多金属选矿面临新的挑战。

铜铅锌浮选分离的工艺流程主要有优先浮选、混合浮选、部分混合浮选和等可浮选四类流程,因此根据矿石性质、选矿指标要求和浮选试验效果等因素选择适合的工艺流程很有必要[3]。张雨田等[4]针对西北某铜铅锌银多金属硫化矿中铜铅锌矿物共生关系密切、嵌布粒度很细,不均匀、互相嵌镶包裹等问题,采用优先选铜,再选铅与可浮性好的锌,最后选可浮性差的锌的浮选工艺流程。相比其他工艺流程选矿成本更低且精矿指标更好。赵强等[5]在对西藏某富银难选铜铅锌硫化矿进行分选时,采用铜铅锌混浮-精矿再磨-铜铅混浮-铜铅分离的浮选流程进行了选矿试验,最终获得的铜精矿品位为14.48%,回收率为59.72%;铅精矿品位为53.74%,回收率为88.78%;锌精矿品位为57.18%,回收率为84.57%的良好指标。胡志凯等[6]在对西藏高海拔地区铜铅锌多金属矿进行精细化分选时,根据矿石中黄铜矿与方铅矿均具有很好的可浮性这一特点。采用铜铅混合浮选再分离-锌浮选工艺流程,获得了铜品位26.40%、回收率83.75%的铜精矿,铅品位65.42%、回收率89.50%的铅精矿,锌品位54.65%、回收率63.01%的锌精矿。西藏某铜铅锌银多金属矿为新发现的矿床,铜、铅、锌含量较高并伴生有多种有价元素,各矿物间关系密切,嵌布粒度不均匀,为矿石的分选与富集带来了困难[7-8]。为了合理开发利用该资源,确定选矿工艺流程和药剂制度,在充分研究矿石性质的基础上,对该铜铅锌多金属矿进行了选矿工艺流程试验研究。

1 矿石性质

该矿矿石中的主要有用元素为铜、铅、锌、银。其中,铜绝大部分赋存在黄铜矿中,锌绝大部分赋存在闪锌矿中,铅绝大多数赋存于方铅矿和硫铅铋矿中;有价元素银主要赋存于方铅矿和硫铅铋矿中,偶见赋存于辉银矿中;铋大部分赋存于硫铅铋矿中。因此,选矿回收利用的矿物为黄铜矿、方铅矿和硫铅铋矿、闪锌矿,银、铋随各精矿一起回收。

黄铜矿、方铅矿、闪锌矿相互镶嵌,均有部分微粒被包含于粗大的主矿物颗粒中。如闪锌矿粗大颗粒中可包含方铅矿和黄铜矿微粒,闪锌矿颗粒中基本上均分布有乳滴状的黄铜矿(图1(a));黄铜矿粗大颗粒中可包裹方铅矿和闪锌矿微粒(图1(b));方铅矿呈浸染状分布,常包裹黄铜矿、闪锌矿微粒,和闪锌矿、黄铜矿紧密镶嵌(图1(c))。黄铜矿、方铅矿、闪锌矿以及脉石之间的嵌布关系一般较为复杂,有时相互包裹,有时呈港湾状弯曲接触,呈不规则毗连镶嵌。电子探针分析结果显示(表1):黄铜矿中不均匀的含金、银、镉三种元素,但含量很低。方铅矿在富矿石和围岩中的银含量表现不一,富矿石中的方铅矿普遍含银在0.83%~1.23%之间,而围岩中的方铅矿则不含银。方铅矿中普遍含镉,不含铋。闪锌矿和银的关系不密切,和金的关系密切,但不均匀的含金,闪锌矿单体颗粒金含量为0%~0.063%,并普遍含有镉和铋元素。硫铅铋矿:镜下特征似方铅矿,但又明显区别于方铅矿,为非均质体,和方铅矿、闪锌矿和黄铜矿紧密连生。电子探针分析,其中铋含量为22.03%~23.75%,铅含量为56.93%~59.83%,银含量为1.27%~1.29%,含量高于方铅矿,是造成铅精矿中铋和银含量较高的主要矿物。这种矿物中也均匀地含有镉元素。

图1 铜、铅、锌矿物嵌布关系显微照片Fig.1 Microscopic photos of the dissemination relationship of copper,lead and zinc minerals

矿石化学多元素分析结果和化学物相分析结果分别见表2~4。

矿石中的主要有用元素铜、铅、锌均以硫化矿形式存在,由表1电子探针结果可以看出,银元素主要分布在方铅矿和方铅铋矿中,镉元素主要分布在闪锌矿和方铅矿中,与黄铜矿的关系不密切,铋元素在方铅铋矿中的含量明显高于在闪锌矿中的含量。因此,选矿在回收黄铜矿、方铅矿和硫铅铋矿、闪锌矿的同时可以综合回收有价元素银、铋、镉等。

2 选矿试验

2.1 选矿流程选择试验

分别对铜铅锌混合浮选和铜铅部分混合浮选流程进行考查对比试验[9],试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量80.7%。混合浮选流程:石灰1 kg/t,丁黄药40 g/t,2#油10 g/t;部分混合浮选流程:石灰1 kg/t,ZnSO4·7H2O 2.0 kg/t+Na2SO31.0 kg/t,丁黄药40 g/t,2#油10 g/t。试验结果见表5。

从表5试验结果可知,在不加铜铅锌抑制剂的条件下,直接混合浮选,铅铜可浮性很好,锌可浮性较差,尾矿Zn品位高达4.07%。部分混合浮选流程能够有效富集铜铅、抑制闪锌矿,所以试验采用的原则流程为抑锌优先浮铜铅部分混合浮选[10]。

表1 电子探针结果Table 1 Results of electron probe microanalysis

表2 矿石主要化学成分分析结果Table 2 Main chemical composition analysis results of the ore

表3 矿石铜、铅物相分析结果Table 3 Copper and lead phase analysis results of the ore

表4 矿石锌、银物相分析结果Table 4 Zinc and silver phase analysis results of the ore

表5 流程选择试验结果Table 5 Test results of sphalerite inhibitor selection

2.2 磨矿细度试验

磨矿细度试验主要考查不同磨矿细度与精矿品位、尾矿品位及回收率的关系。试验流程见图2,试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量为变量,石灰1 kg/t,ZnSO4·7H2O 1.0 kg/t+Na2CO31.0 kg/t,丁黄40 g/t。试验结果见图3。

图2 铜铅部分混合浮选条件试验流程Fig.2 Test flow of copper lead partial bulk flotation

图3 磨矿细度试验结果Fig.3 Results of grinding fineness test

图3试验结果表明,随着磨矿细度的提高,铜精矿品位变化不大,尾矿品位逐渐降低,铜铅的回收率随之提高。说明铜铅锌矿物单体解离随着磨细度的提高而提高,但-0.074 mm含量达到93%后,回收率反而降低,说明此时已出现过粉碎,使浮选效果变坏。所以合适的磨矿细度为-0.074 mm含量80.7%。

2.3 石灰用量试验

主要考查石灰用量对铜铅浮选及抑锌效果的影响。试验流程如图2所示,药剂制度,ZnSO4·7H2O 1.0 kg/t+Na2CO31.0 kg/t,丁黄40 g/t,试验结果见表6。

表6 石灰用量试验结果Table 6 Test results of lime dosage test

表6的试验结果说明,随着石灰用量的增加,铜铅精矿中铜铅的品位逐渐降低,回收率变化不大。锌的混入率逐渐提高,说明石灰对闪锌矿有活化作用,所以该矿不适宜用石灰做pH值调整剂。

2.4 闪锌矿抑制剂选择试验

选择了5种组合抑制剂进行对比试验,试验流程见图2。试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量80.7%,丁黄40 g/t,锌抑制剂种类以及试验结果见表7。

“夫学须静也。”这是三国时代的诸葛亮对儿子诸葛瞻的教导。静心专一读书,方能入脑入心。是故谈起读书,人们往往强调晨读夜读,盖其时静也。张恨水写过“读书百宜录”,列下不少适宜读书的环境,如“秋窗午后,小院无人”,“黄昏日落,负手庭除”,“大雪漫天,炉火小坐”,“银灯灿烂,画阁春温”等,都是“夫学须静也”的注解。陆游有诗:“书似青山常乱叠,灯如红豆最相思。”一灯如豆显然冷清得很,甚至有点孤寂,但如此静境却是读书的佳境,“最相思”呵!

分析表7试验结果,组合抑制剂抑锌效果顺序为Na2CO3+NaCN+ZnSO4>H2SO4+FeSO4+Na2SO3>Na2CO3+ZnSO4·7H2O>石灰+Na2CO3+ZnSO4·7H2O>ZnSO4·7H2O +Na2SO3。组合抑制剂H2SO4+FeSO4+Na2SO3同时抑制铅锌,但试验中观察浮选泡沫发脆,液面不稳定。考虑Na2CO3+NaCN +ZnSO4·7H2O组合抑制剂中含有NaCN,不符合环保要求,确定采用Na2CO3+ZnSO4·7H2O组合抑制剂,并分别对Na2CO3、ZnSO4·7H2O两种药剂的用量进行条件试验。

表7 闪锌矿抑制剂选择试验结果Table 7 Test results of sphalerite inhibitor selection

2.5 Na2CO3用量试验

Na2CO3用量试验是考查组合抑制剂Na2CO3+ZnSO4·7H2O中Na2CO3用量对闪锌矿的抑制效果。试验流程如图2所示,试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量80.7%,ZnSO4·7H2O 1.0 kg/t,丁黄40 g/t,Na2CO3用量为变量。试验结果见图4。

图4 Na2CO3用量试验结果Fig.4 Results of Na2CO3 dosage test

试验结果表明,Na2CO3用量为1.0 kg/t时,铜锌精矿中锌的品位达到最低,抑锌效果较好。所以选择Na2CO3用量为1.0 kg/t。

2.6 ZnSO4·7H2O用量试验

ZnSO4·7H2O用量试验主要是考查组合抑制剂Na2CO3+ZnSO4·7H2O中ZnSO4·7H2O用量对闪锌矿的抑制效果。试验流程如图2所示,试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量80.7%,Na2CO31.0 kg/t,丁黄40 g/t,ZnSO4用量为变量。试验结果见图5。

图5 ZnSO4用量试验结果Fig.5 Results of ZnSO4 dosage test

试验结果表明,随着ZnSO4·7H2O用量的增加,铜铅精矿中铜和铅的品位逐渐提高,锌品位逐渐降低,但铜铅回收率逐步降低,因此ZnSO4·7H2O用量为1.5 kg/t抑锌效果较好。综合图4和图5试验结果,Na2CO3+ZnSO4·7H2O用量为1.0 kg/t+1.5 kg/t时抑锌效果较好。

2.7 铜铅混浮捕收剂选择试验

黄药是硫化矿最常用的捕收剂,乙硫氮、200#分别对方铅矿、黄铜矿有较好的选择性,对三种药剂进行了对比试验。试验流程如图2所示,试验条件:磨矿细度-0.074 mm含量80.7%,组合抑制剂1:ZnSO4·7H2O 1.0 kg/t+Na2SO31.0 kg/t;组合抑制剂2:H2SO41.0 kg/t+FeSO40.5 kg/t+Na2SO30.9 kg/t,其他条件及试验结果见表8。

从表8结果可以看出,丁基黄药能保障铜铅品位及回收率的同时,还能实现与闪锌矿的分离,所以混合浮选捕收剂确定用丁基黄药。

对丁基黄药用量进行了对比考查试验,确定丁基黄药用量分别为50 g/t。

2.8 闪锌矿浮选——CuSO4·5H2O用量试验

图6试验结果表明,硫酸铜用量从300 g/t增加到500 g/t,回收率明显提高,用量大于500 g/t后变化不明显,所以确定硫酸铜用量为500 g/t。

条件试验对捕收剂丁基黄药的用量进行了对比考查试验,确定丁基黄药用量为40 g/t。

2.9 铜铅分离试验

对铜铅混合精矿经一次精选后进行铜铅分离试验。主要对方铅矿的抑制剂进行选择对比试验[11-13],试验结果见表9。

图6 硫酸铜用量试验结果Fig.6 Results of CuSO4 dosage test

表8 铜铅混浮捕收剂选择试验结果Table 8 Test results of copper lead mixed flotation collector selection

表9 方铅矿抑制剂选择试验结果Table 9 Test results for the selection of galena inhibitors

铜铅分离抑制剂选择试验结果表明,几种抑制剂抑制铅的效果依次为Na2SO31.5 kg/t+Na2CO30.4 kg/t+ZnSO4·7H2O 0.6 kg/t>淀粉50 g/t>CNAS组合抑制剂。淀粉抑铅的同时对铜也有抑制作用。确定采用NaS2O3+Na2CO3+ZnSO4·7H2O为铅的抑制剂,经用量条件对比试验,确定其用量为Na2SO31.5 kg/t+Na2CO30.4 kg/t+ZnSO4·7H2O 0.6 kg/t。

2.10 浮选闭路流程试验

在条件试验、开路流程试验的基础上进行闭路流程试验,考查中矿对浮选药剂制度的影响。试验流程及药剂制度见图7,试验结果见表10。

从闭路试验结果可以看出,采用如图7所示闭路流程,可以获得合格的铜精矿、铅精矿、锌精矿,其中铜精矿Cu品位及回收率分别为29.22%、88.87%;铅精矿Pb品位及回收率分别为55.50%、85.89%;锌精矿Zn品位及回收率分别为50.35%、79.35%。共伴生元素Ag、Bi富集到铜精矿和铅精矿中,总回收率分别为94.12%、95.30%;镉主要富集到锌精矿中,回收率为76.16%。

表10 闭路流程试验结果Table 10 Results of closed circuit test

图7 闭路试验流程Fig.7 Flow sheet of closed-circuit test

3 结 论

1) 矿石的矿物成分以矽卡岩矿物为主,有用矿物主要为黄铜矿、方铅矿、硫铅铋矿、闪锌矿,脉石矿物主要有石英和绿帘石,其他矿物含量较少。

2) 采用“铜铅混合浮选-混合精矿分离-锌浮选流程”回收铜、铅、锌,可获得的铜精矿产率、Cu品位及铜回收率分别为18.25%、29.22%、88.87%;铅精矿产率、Pb品位及铅回收率分别为7.61%、55.50%、85.89%;锌精矿产率、Zn品位及锌回收率分别为17.53%、50.35%、79.35%。

3) 综合回收了伴生元素银、铋、镉。银、铋主要富集在铜、铅精矿中,铜精矿中Ag品位及回收率分别为1 750 g/t、50.02%,Bi品位及回收率分别为1.42%、62.59%;铅精矿中Ag品位及回收率分别为3 700 g/t、44.10%,Bi品位及回收率分别为1.78%、32.71%。镉主要富集在锌精矿中,Cd品位及回收率分别为0.26%、76.16%。

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