四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究.pdf

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第3期矿产综合利用No．32016年6月MultipurposeUtilizationofMineralResourcesJun．2016四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究蒋素芳，郭玉武，魏党生，叶从新，韦华祖(湖南有色金属研究院，湖南长沙410100)摘要：针对四川某磁黄铁矿含量高、铅锌品位低、矿物共生关系密切的铅锌矿石进行了选矿工艺试验研究。采用铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫混浮再分离的工艺流程，可获得Pb品位62．37％，回收率86．75％的铅精矿，zn品位46．46％，回收率83．13％的锌精矿，s品位39．10％，回收率82．37％的硫铁精矿，试验指标良好，实现了铅锌硫的综合回收，为经济合理开发该类矿石提供了一定参考。关键词：磁黄铁矿；铅锌硫分离；磁选；综合回收doi：10．3969／j．issn．1000-6532．2016．03．009中图分类号：TD923文献标志码：A文章编号：1000-6532(2016)03-0035-05我国铅锌矿资源相对丰富，但多为品位低、组裹关系密切，常见磁黄铁矿包裹闪锌矿、方铅矿、黄分复杂、共生紧密的复杂难处理多金属矿石¨J。铁矿，铁闪锌矿包裹细粒磁黄铁矿，方铅矿交代铁闪如何对复杂铅锌矿科学开采利用，已成为我国矿产锌矿于磁黄铁矿或脉石矿物中，交代界线多呈港湾资源综合利用中重要研究课题之一，对保证国民经或蚕食状。试样原矿化学多元素分析结果见表1，济稳定增长意义重大，其中合理的选矿工艺流程对铅锌物相分析结果见表2。高效回收利用复杂难选铅锌矿至关重要J。四川表1原矿化学多元素分析结果／％某硫铁铅锌矿储量巨大，但铅锌品位低，磁黄铁矿含r糊e1Multi—deme~analysisresultsofthemn—of-mineore量高，铅锌硫矿物共生紧密，属复杂难选铅锌多金属CuPbZnSAsTFeSiO2矿【6]。根据该矿矿石性质，通过系统多方案比较Q：Q：：Q：垒Q：堡：丛：试验研究，确定了适合该矿的合理选矿工艺流程，实CaOMgOA1203MnOK20Au‘Ag’8．180．815．292．O40．510．117．45现了铅锌硫的分离，技术指标理想，为该类型铅锌矿单位为V't。资源的回收利用提供了一定参考。表2原矿物相分析结果1试样及试验方法Table2Analysisresults0fleadandzincphase。f1．1试样及其特征!：0{：竺!!!——矿石中金属矿物主要为磁黄铁矿、黄铁矿、铁闪锌矿和方铅矿，其次为白铁矿和闪锌矿及少量黄铜矿、磁铁矿、褐铁矿等；脉石矿物主要为石英、方解石、角闪石，其次为长石和粘土矿物及少量绿帘石、石榴石、软锰矿等。矿石中铅主要赋存于方铅矿中，锌主要赋存于铁闪锌矿中，硫主要为磁黄铁矿，其次为黄铁矿。矿石中方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿多呈不规则状、脉状及浸染状分布，相互之间交代或包收稿日期：2015—09—09作者简介：蒋素芳(1983-)，女，硕士研究生，工程师，主要从事选矿工艺及矿产资源综合利用研究工作。 ·36·矿产综合利用2016拄1．2试验方法较低。试验过程中发现尽管组合抑制剂CaO+YK一矿样经破碎、混匀、缩分成3000g每份备用，每201对磁黄铁矿抑制作用明显，但仍有少量可浮性次取3000g原矿样，用实验室XMQ型240mm~90较好的磁黄铁矿难以被抑制，其不仅被夹带进入锌mm锥型球磨机磨矿，磨矿浓度65％，磨矿至细度一精矿中，影响锌精矿品位，而且在锌中矿中不断累74m70％，然后放人8L浮选槽中粗选，依次加入积，造成锌浮选体系不稳定、难以控制。调整剂，捕收剂、起泡剂，控制适宜的药剂搅拌时间，表3铅锌优先浮选试验结果再浮选刮泡，根据泡沫产品矿量多少于不同浮选槽Table3ResultsofPb—Znselectivenotationtest中精选，获得最终泡沫产品及槽内产品分别过滤、烘干、称重、研磨送分析，最后计算产品回收率。2选矿试验研究根据矿石性质，在磨矿细度和药剂制度试验基础上，对原矿分别进行了铅锌优先浮选，铅优先浮选2．2铅优先浮选一锌硫等可浮再分离工艺一锌硫等可浮再分离、预先磁选脱硫一磁尾铅锌优先为降低部分可浮性较好的磁黄铁矿对锌精矿品浮选、铅优先浮选一磁选脱硫一磁尾选锌、铅优先浮位和锌浮选体系的干扰，试验在采用组合抑制剂选一磁选脱硫一磁尾锌硫混浮再分离等五套工艺流CaO+YK-201对大部分磁黄铁矿进行抑制后，进行程试验，并进行综合比较和分析，以确定适合该矿的了锌硫等可浮再分离试验，以便对部分可浮性较好科学合理工艺流程。的磁黄铁矿进行集中强化抑制。铅优先浮选一锌硫2．1铅锌优先浮选工艺等可浮再分离试验原则工艺流程见图2，试验结果试验首先对该矿进行了常规铅锌优先浮选工艺见表4。研究，试验原则工艺流程见图1，试验结果见表3。原矿原矿铅锌精矿尾矿图1铅锌优先浮选原则工艺流程Fig．1PrincipleflowsheetofPb-Znselective图2铅优先浮选一锌硫等可浮再分离原则工艺流程flotationtestFig．2PrincipleflowsheetofPbselectivefbtationandZn-Sseparation由表3结果可知，铅锌优先浮选工艺可获得Pb品位62．05％，回收率86．48％的铅精矿，zn品位由表4结果可知，铅优先浮选一锌硫等可浮再35．47％，回收率85．10％的锌精矿，锌精矿zn品位分离工艺可获得Pb品位62．24％，回收率86．95％ 第3期蒋素芳等：四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究。37·的铅精矿，zn品位45．41％，回收率75。75％的锌精矿。因原矿预先磁选脱除了磁黄铁矿，避免了其对矿。与铅锌优先浮选工艺相比，铅优先浮选一锌硫锌浮选系统的干扰，降低了锌浮选难度，故获得的锌等可浮再分离工艺获得的锌精矿zn品位大幅提精矿zn品位和回收率均较高，铅精矿Pb品位也有高，但zn回收率大幅下降。试验现象和结果表明，所升高，但由于磁选精矿中方铅矿夹带较大，导致铅组合抑制剂CaO+YK-201用量达到3000g／t时，锌在磁选精矿中损失率偏高，铅精矿Pb回收率偏低。硫分离中磁黄铁矿才能受到抑制，但同时部分可浮表5磁选脱硫一磁尾铅锌优先浮选试验结果性较差的铁闪锌矿也受到强烈抑制，导致锌浮选泡Table5Resultsofmagneticseparationof沫层稀薄且发脆，锌精矿zn回收率均急剧下降。desulphurizati0nbeforePb—Znselectiveflotationtest表4铅优先浮选一锌硫等可浮再分离试验结果Table4TestresultsofPbselectiveflotationZn．Sseparation2．4铅优先浮选一磁选脱硫一磁尾选锌工艺试验研究结果表明磁黄铁矿对铅浮选体系无明显影响。为消除磁黄铁矿对锌浮选体系的干扰，同2．3磁选脱硫一磁尾铅锌优先浮选工艺时又避免磁选脱硫影响铅回收率，试验确定对铅浮为最大限度地避免磁黄铁矿对后续锌浮选体系选体系尾矿磁选脱离后再选锌。铅优先浮选一磁选的干扰，试验对该矿预先磁选脱除了磁黄铁矿，磁选脱硫一磁尾选锌试验原则工艺流程见图4，试验结果脱硫一磁尾铅锌优先浮选试验原则工艺流程见图3，试验结果见表5。原矿一74ttm70％)I(ZnSO‘+YK一5)K苯胺黑药MIRC铅粗选,z~so．+YK一5)l<苯胺黑药铅精选铅扫选铅痞矿塑I牛CaO+YK-201磁选精矿1．药锌粗选~产(C=2====气aO+YK．201丁基黄锌精选锌扫选锷精矿尾矿铎耩矿尾矿图3磁选脱硫一磁尾铅锌优先浮选原则工艺流程图4铅优先浮选一磁选脱硫一磁尾选锌原则工艺流程Fig．3PrincipleflowsheetofmagneticseparationofFig．4PrincipleflowsheetofPbselectiveflotation-desulphurizationbeforePb—Znselectiveflotationtestmagneticseparationofdesulphurizati0n—Znflotation由表5结果可知，磁选脱硫一磁尾铅锌优先浮由表6结果可知，铅优先浮选一磁选脱硫一磁尾选工艺可获得Pb品位64．06％，回收率82．90％的选锌工艺可获得Pb品位62．40％，回收率86．52％铅精矿，zn品位46．50％，回收率82．92％的锌精 ·38·矿产综合利用2016钲的铅精矿，zn品位46．39％，回收率82．94％的锌精83．13％的锌精矿，s品位35．20％，回收率31．79的矿，选矿指标理想。该矿中硫铁矿含量较大，具有综磁选精矿，S品位42．03％，回收率50．58％的硫精合回收价值，但由于锌浮选体系中添加了组合抑制矿，磁选精矿+硫精矿两者合计S品位39．10％，S回剂CaO+YK-201对硫铁矿进行了抑制，故后续硫浮收率82．37％，试验指标理想。原矿选体系中需添加大量活化剂硫酸或硫酸铜对硫铁矿进行活化，造成药剂浪费，同时造成主干流程过长，-74p．m70％ZnS0rI+YK．5工艺流程复杂化，生产成本升高。苯胺黑药MIBC表6铪优先浮选一磁选脱硫一磁尾选锌试验结果铅粗选Table6ResultsofPbselectiveflotation-magnetic苯胺黑separationofdesulphurization—Znflotationtest铅精矿CuSO．丁基黄药磁选精矿MIBC混)l(CaO+YK-201米丁基黄药一2．5铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫混浮再分离工艺尚CaO+YK一=20—1——)l(—丁—基—黄—药]lI—锌硫混扫I～锌分精锌硫1分扫I尾矿为降低选矿成本，缩短主干流程结构，更加科学合理地开发利用该高硫铅锌矿，最终确定采用铅优锌精矿硫精矿矿先浮选一磁选脱硫一锌硫混浮再分离的工艺流程对图5铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫混浮再分离原则该矿中铅、锌和硫进行选矿回收。因对锌浮选体系工艺流程会产生干扰的部分可浮性较好的磁黄铁矿已被磁选Fig．5PrincipleflowsheetofPbselectiveflotation—脱除，故锌硫分离浮选体系浮选现象正常、稳定、易magneticseparationofdesulphurization—Zn-S于控制，分离效果好。铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫mixedflotationseparation混浮再分离试验原则工艺流程见图5，试验结果见表7。3结论表7铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫混浮再分离试验结果(1)原矿含Pb0．81％、Zn1．52％、S10．16％，Table7ResultsofPbselectiveflotation—magnetic磁黄铁矿含量较高，对锌浮选影响较大，属高硫难选separationofdesulphurization-Zn·Smixedflotation铅锌矿，其中硫具有综合回收利用价值。separationtest(2)根据矿石性质和特点，通过系统多方案试产品名称Pb品％回收％验研究，确定采用铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫混浮sPbs再分离工艺流程对原矿进行综合回收，可获得Pb铅精矿1．1362．373．2519．5186．752．382．13品位62．37％，回收率86．75％的铅精矿，zn品位磁选精矿9．260．0880．4335．201．O12．6031．7946．46％，回收率83．13％的锌精矿，s品位锌精矿2．740．1846．4627．490．6283．157．36硫精矿12．330．240．8142．033．676．5250．5839．10％，回收率82．37％的硫铁精矿，试验指标良尾矿74．540．0860．111．127．955．358．14好。原矿100．O00．811．5310．25100．O0100．O01130．O0(3)该工艺流程经济合理，选矿指标理想稳定，由表7结果可知，铅优先浮选一磁选脱硫一锌硫达到了综合回收铅锌硫的目的，对该类型高硫铅锌混浮再分离工艺可获得Pb品位62．37％，回收率多金属硫化矿科学合理利用提供了一定参考。86．75％的铅精矿，zn品位46．46％，回收率 第3期蒋素芳等：四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究·39·参考文献：矿试验研究[J]．有色金属：选矿部分，2014(5)：17—20．[6]曾建喜．湖南有色黄沙坪矿业公司铅一硫混浮工艺研究[1]胡熙庚．有色金属硫化矿选矿[M]．北京：冶金工业出版[J]．湖南有色金属，2009(5)：l7—2O．社。1987．[7]卜勇杰，刘润清，孙伟，等．新型组合抑制剂在低品位铜[2]汤小军，官长平，邓星星，等．四川某高硫铜铅锌矿选矿铅硫化矿浮选分离中的应用[J]．矿冶工程，2013，33工艺研究与生产实践[J]．有色金属：选矿部分，2013(5)：50—52。55．(6)：10-13，22．[8]丁临冬，牛芬，雷霆，等．某铜铅锌复杂多金属矿选矿试[3]董金海，王忠应，谢恩龙．云南某低品位铅锌硫化矿选矿验研究[J]．矿冶，2012，21(2)：27—32．工艺研究[J]．有色金属：选矿部分，2014(4)：26—31．[9]李文辉，高伟，牛埃生，等．新疆某铜铅锌多金属硫化矿[4]熊文良．某高硫铅锌矿选矿工艺研究[J]．矿产综合利选矿工艺研究[J]．金属矿山，2OLO(12)：58—62．用，2OLO(1O)：5-10．[5]张红新，郭珍旭，李洪潮．某复杂难选铜铅锌多金属矿选ResearchontheReasonableMineralProcessingTechnologyofaRefractoryS．．Fe．．Pb．ZnOreinSichuanJiangSufang，GuoYuwu，WeiDangsheng，YeCongxin，WeiHuazu(HunanResearchInstituteofNonferrousMetals，Changsha，Hunan，China)Abstract：ThemineralprocessingofaPb-Znorecontaininghighcontentofpyrrhotite，lowgradeofPbandZnwithcloseassociationamongmineralsfromSichuanwasinvestigated．AdoptingaflowsheetconsistingofaPbselectiveflotation，amagneticseparationofdesulphurization，andaZn—Sseparationofmixedflotationconcentrate，Pbconcen—tratewithPbgradeandrecoveryof62．37％and86．75％，ZnconcentratewithZngradeandrecoveryof46．46％and83．13％，SconcentratewithSgradeandrecoveryof39．10％and82．37％，respectively，wereproduced．Theexperimentalresultsshowedg00dindexeswiththerealizationofthecomprehensiverecoveryofPb—Zn—Sresourcesandprovidedsomereferencetotheeconomicandrationalexploitationofthistypeofpolymetallicore．Keywords：Pyrrhotite；Pb—Zn-Sseparation；Magneticseparation；Comprehensiverecovery(上接57页)StudyonClassificationFloatationofaMolybdenumOreinLiaoningMaLongqiu，ZhangQidong，YuanZhitao，LiMingming‘，LuJiwei(1．CollegeofResources&CivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang，Liaoning，China；2．CollegeofMiningEngineering，HeilongjiangUniversityofScienceandTechnology，Harbin，Heilongjiang，China)Abstract：Hugedosageofsodiumsilicatemakesthetailingwaterunsinkableandrecycledwatercan’tbereusedinmolybdenumorepracticeprocessing．Forthisproblem，classificationfloatationisdiscussedinthispaper．Aftercrushingandgrinding，explorativetestsarecarriedouttodeterminetheoptimumclassificationsize：+O．037mmand一0．037ram．Thenwecarryoutflotationtestsreceptivelyandthemolybdenumgradesofconcentrateare51．9％and47．3％，recoveriesare96．21％and92．66％．Comparedwithtwoflotationresults，wefindthatsodiumsilicatedos-agewithclassificationflotationislessthanflotationwithoutclassification．Moreover，contrasttestsontailingsedi．mentationshowthattheproblemoftailingdi硒cultsettlementisobviouslyimprovedwithclassificationflotation．Keywords：M0lybdenite；S1ime；Sodiumsilicate；Splittingfloatation；Dispersed