某氧化铅锌尾矿浮选工艺试验研究

2022-03-10赖俊全李雨晴蓝鹏宇吴彩斌

矿冶 2022年1期

胡蝶赖俊全李雨晴蓝鹏宇吴彩斌，2

(1.江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州 341000；2.江西省矿业工程重点试验室，江西赣州 341000)

铅锌矿是我国重要的战略性资源，在国民经济中发挥着重要作用[1]。受生产条件和技术水平的限制，铅锌矿在加工过程中产生的大量尾矿仍含有相当可观的有价金属，如果不加以回收利用，会造成资源浪费[2]。由于尾矿中残留选矿药剂成分复杂，有用矿物和脉石矿物的可浮性相近[3]，以及矿物嵌布粒度细、含泥量高、氧化现象严重等因素，造成分离难度大、回收成本高。因此，对氧化铅锌尾矿综合回收利用的探索具有重要现实意义[4-5]。

目前，关于铅锌尾矿综合回收的研究已取得了一定成果[6]。牟联胜[7]改进了铅锌尾矿回收生产工艺，对某含铅0.3%、锌1.85%、硫4.6%，铅、锌氧化率分别为33.33%、64.41%的尾矿进行回收，最终获得品位40%、回收率43%的铅精矿，品位45%、回收率62.5%的锌精矿，品位35.3%、回收率60%的硫精矿，解决了精矿品位低的问题。简胜等[8]对缅甸包德温铅锌尾矿库进行了详细的物质成分分析和实验室研究，确定了可行的方案、适宜的选矿工艺和操作条件，在该地区建成了日处理量为500 t的选矿厂，使尾矿资源得到了二次利用。

浮选依然是处理氧化铅锌矿的主要方法，硫化是浮选的关键因素[9]。本文对某铅锌尾矿进行了选矿试验研究，采用混合浮选方案取得了较好的选别指标，为该尾矿资源回收利用提供了重要技术依据。

1 原矿性质

试验原矿样采集于土耳其某铅锌矿山堆积50多年的铅锌尾矿库。常年风沙雨水沉积，该矿样泥化和氧化现象都较为严重。为确定矿石中目的矿物赋存状态及含量，原矿经混匀、堆锥缩分后，取原矿样进行了XRD分析、化学多元素分析和物相分析，化验结果分别如图1和表1、2所示。

从图1可以看出，原矿中脉石矿物主要以石英、石膏为主，但铅锌的成矿矿物在图中的峰形不是很显著，能够看到微弱的闪锌矿特征峰，铅矿物基本无法识别。

由表1、2可知，原矿中矿物主要以白铅矿、锌氧化矿为主，铅的氧化率接近85%，锌的氧化率也超过58%，属于氧化铅锌矿类型。该氧化铅锌矿主要由选别之后的尾矿中铅锌氧化蚀变而成，故给选矿增加了难度。

为探究原矿中粒度分布和粒级金属分布情况，确定原矿中金属的泥化问题，对矿样进行粒度分析和金属分布分析，试验结果如表3所示。

表2 原矿物相分析结果Table 2 Analysis results of lead and zinc phase /%

表3 原矿筛析试验结果Table 3 Analysis results of raw ore screening /%

从粒度分布来看，尾矿中-0.074 mm产率仅为48.06%，且铅、锌在各个粒级区间的品位差别不大，推测当时磨矿过程解离度不够。另一方面，尾矿中-0.026 mm产率高达33.02%，说明当时磨矿过程泥化严重。从金属分布来看，铅、锌金属量在-0.026 mm粒级中占有率高达43.05%和31.60%，脱泥处理会使大量目的矿物损失于矿泥中，故不采用脱泥，在磨矿前设置预先分级[10]。探索试验结果表明，细泥含量高导致浮选行为变差，矿浆中方铅矿或闪锌矿的抑制剂与活化剂很难发挥良好的效果，难以实现铅锌分离。而且细泥易罩盖在目的矿物表面，夹杂于泡沫中上浮，降低精矿质量和回收率，浮选难度较大[11]。本试验的目的主要是通过铅锌资源的再利用获得有限的经济效益，生产成本不能太高。综合考虑，采用混合浮选的工艺流程生产铅锌混合精矿。

2 试验方案

2.1 浮选原则流程

每次称取500 g铅锌尾矿加入球磨机中进行磨矿，磨矿介质采用纳米陶瓷球以减轻泥化[12]。然后将矿浆移入浮选机中进行浮选条件试验，以确定最佳磨矿细度和各药剂的最佳用量。试验原则流程如图2所示。

图2 试验原则流程Fig.2 Flowsheet of experiment principle

2.2 浮选药剂

本试验采用石灰和碳酸钠作为pH值调整剂。石灰和碳酸钠组合使用不仅有利于调浆[13]，而且关系到硫的抑制效果和铅锌回收率的高低。采用水玻璃作分散剂，以有效分散和抑制脉石矿物[14-15]，抑制矿泥在矿物上的罩盖作用，降低矿浆的黏度，防止细泥间的团聚。采用硫化钠作氧化物硫化剂[16]、丁基黄药[17]作捕收剂、松醇油作起泡剂。

3 结果与分析

3.1 粗选条件试验

3.1.1 磨矿细度对浮选的影响

除了有署年代款的作品，账本还标注了部分没有年代款的作品的创作年代，以何为依据，不详。但目前可知，即使是有年代款的作品，所署的年代也未必是可靠的。如：

在浮选中，磨矿细度直接关系到矿物的单体解离度，而其单体解离度对浮选指标有着重要的影响。由于尾矿中-0.026 mm产率占1/3以上，故磨矿前采用200目细筛预先分级。将筛上产品细磨后与预先分级产物合并后再浮选。不同磨矿细度下的浮选结果如图3所示。

图3 磨矿细度对铅、锌品位和回收率的影响Fig.3 Effects of grinding fineness on the grade and recovery rate of lead and zinc

从图3可以看出，随着磨矿细度的增加，混合精矿中铅、锌的品位和回收率都逐渐增大，且回收率增幅较明显。但进一步提高磨矿细度至-0.074 mm占100%时，铅锌品位和回收率呈下降趋势，磨矿细度过细，导致过磨现象发生，不利于后续的浮选作业。综合各项指标来看，确定磨矿细度-0.074 mm占 95%为宜。

3.1.2 调整剂用量对浮选的影响

石灰和碳酸钠被广泛应用于矿浆中作为pH值调整剂，同时能有效抑制黄铁矿等。分别以单独石灰、石灰+碳酸钠组合作调整剂用量试验，铅、锌品位和回收率结果如图4所示。

图4 调整剂用量对铅、锌浮选的影响Fig.4 Effects of regulator dosage on the flotation of lead and zinc

由图4可以看出，在只加入石灰的条件下，混合精矿中铅、锌品位变化不大，但铅的回收率先上升后增长缓慢，而锌的回收率先上升，后下降十分显著，说明过量的石灰不利于铅锌的回收，且CaO本身是一种凝结剂，添加量过大会导致微细颗粒凝聚[18]。石灰和碳酸钠组合使用后，铅、锌的品位和回收率都增加，说明石灰和碳酸钠组合使用不仅有利于调浆，而且对硫的抑制效果更佳，更利于铅锌的回收。综合考虑，选择石灰和碳酸钠组合使用，石灰用量为2 000 g/t、碳酸钠用量为1 000 g/t。

3.1.3 水玻璃用量对浮选的影响

该尾矿细粒级含量较多，故在浮选过程中，加入水玻璃作为分散剂以克服矿泥的不良影响，同时也可以抑制脉石矿物。水玻璃用量条件试验结果如图5所示。

图5 水玻璃用量对铅、锌浮选的影响Fig.5 Effects of sodium silicate dosage on the flotation of lead and zinc

3.1.4 硫化钠用量对浮选的影响

由于该浮选尾矿堆积多年，大部分已经氧化，因而需要使用硫化钠将部分氧化铅锌矿物硫化，使捕收剂充分发挥作用，提高浮选性能。硫化钠用量条件试验结果如图6所示。

图6 硫化钠用量对铅、锌浮选的影响Fig.6 Effects of sodium sulfide dosage on the flotation of lead and zinc

通过分析表明硫化钠既可作为金属氧化矿物的硫化剂，又可作为金属硫化矿物的抑制剂，在添加量较低时，硫化钠可将金属氧化矿物表面活化，以提高其浮选性能；但当添加量过高时，硫化钠能够抑制绝大多数的硫化矿物[19]。

当加入少量硫化钠时，将矿物中氧化铅表面活化，混合精矿中铅品位和回收率增加。继续增加硫化钠的用量，混合精矿中铅、锌品位变化不大且逐渐呈下降趋势，铅、锌回收率在增加到峰值后也呈下降趋势。当硫化钠用量为1 000 g/t时，铅、锌回收率达到最大值。继续增加硫化钠用量，铅、锌的品位和回收率下降，故确定硫化钠适宜用量为1 000 g/t。

3.1.5 丁基黄药用量对浮选的影响

丁基黄药是铅锌混合浮选时常用的捕收剂，丁基黄药添加量对铅锌混合精矿的品位和回收率的影响如图7所示。

图7 丁基黄药用量对铅、锌浮选的影响Fig.7 Effects of butyl xanthate dosage on the flotation of lead and zinc

由图7可知，随着丁基黄药用量的增加，混合精矿中铅的品位增长缓慢，锌的品位先增后降，但铅、锌回收率呈上升趋势。当丁基黄药用量超过400 g/t后，铅、锌回收率随着捕收剂用量增加反而降低，这主要是由于丁基黄药在捕收目的矿物的同时也会捕收部分脉石矿物，因而丁基黄药添加量越大，铅锌混合精矿中脉石含量会越高，导致铅、锌品位逐渐降低。最终确定丁基黄药用量为400 g/t。