国外某复杂低品位铅锌矿选矿工艺优化及应用
时间：2023-01-23 09:05:10 来源：天一资源网 本文已影响 人 
刘耀武 张 恒 米寰鹏 冯晓燕
(1.中国有色金属建设股份有限公司，北京 100029；
2.矿冶科技集团有限公司，北京，100160；
3.矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京，102628)
铅、锌是十分重要的有色金属矿产资源，是现代工业非常重要的基础原材料，在社会发展进步中起着至关重要的作用[1-4]。我国铅锌矿资源含量比较丰富，铅锌资源总量位居世界前列[5]。但随着我国铅锌工业的快速发展和铅锌冶炼能力的扩张，相对易选的铅锌资源储量逐渐减少，因此，针对复杂难处理的低品位铅锌矿的处理开发愈发引人重视[6]。当前常用的铅锌矿选矿工艺主要有优先浮选、混合—优先浮选、等可浮选等，此类工艺对于易选的矿石选别效果较好，但对于低品位、嵌布关系复杂的铅锌矿石难以获得理想的选别指标[6]。为了充分开发利用低品位铅锌资源，保障铅锌供应，对于复杂难处理的低品位铅锌资源进行工艺技术优化，提高资源利用率具有重大的实际意义。
某铅锌矿山生产采用“铅锌依次优先浮选—中矿顺序返回”的选矿工艺流程，生产过程中浮选现象较差，中矿循环量大，铅、锌精矿产品指标不理想，铅、锌互含较高。为了解决以上问题，本文针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验研究，从药剂和工艺两方面着手，通过药剂与工艺的互相匹配，获得了较好的选别指标，并在生产实践中获得成功应用。
现场生产流程为对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074 mm粒级含量占85%，磨矿过程添加适量石灰，调节矿浆pH值在11.0～11.5，采用铅锌依次优先浮选—中矿顺序返回工艺流程，选铅捕收剂为乙硫氮，选锌捕收剂为丁基黄药，具体的工艺流程见图1，生产指标见表1。
表1 现场生产指标
图1 现场生产工艺流程
从表1中可以看出，现场生产指标铅精矿中锌品位为12.61%，锌精矿中铅品位为1.59%，铅、锌互含较高，是导致铅、锌回收率差的主要原因。针对现场的精矿及尾矿产品进行了镜下检查，结果表明：1)铅精矿中存在部分细粒级的闪锌矿单体(见图2)，说明在铅浮选过程中部分锌矿物没有得到有效抑制，分析原因在于现场使用的选铅捕收剂乙硫氮捕收能力较强，药剂的选择性相对较差；
2)尾矿镜下检查结果表明，部分闪锌矿以与黄铁矿、脉石矿物连生的形式损失(见图3)，说明没有得到较好的单体解离。
图2 铅精矿中的闪锌矿单体
图3 尾矿中闪锌矿以与黄铁矿及脉石矿物连生的形式损失
针对以上存在的问题，拟从药剂和工艺两方面着手，一是在选铅时采用选择性较好的捕收剂，在保证铅上浮的同时减少含锌矿物的上浮，降低铅、锌互含；
二是针对选锌作业补充锌中矿再磨，使锌矿物获得充分的单体解离，进一步减少尾矿中含锌矿物连生体的损失，提高锌回收率。
针对现场指标不理想，工艺流程波动大的问题，本文针对现场生产矿样开展了矿石性质分析、药剂制度及工艺流程优化试验。
3.1 矿石性质分析
对现场生产矿样(以下称为原矿)进行了主要化学成分分析，分析结果见表2；
对铅、锌的化学物相进行了分析，结果见表3。
表2 原矿主要化学成分分析结果
矿石中主要有价元素有Pb、Zn，其品位分别为1.26%和6.53%，其他有价金属含量较低。
物相分析结果表明(表3)，铅、锌矿物主要均为硫化矿，铅锌氧化率分别为6.35%和4.44%。
表3 原矿样中铅、锌化学物相分析结果
3.2 铅、锌矿物的嵌布特征分析
矿石中主要回收的目的矿物是方铅矿和闪锌矿。其中大部分方铅矿与闪锌矿连生，少量方铅矿与闪锌矿呈复杂的交代嵌布关系(见图4)，导致铅锌难以有效分离，造成铅锌矿中锌含量高，影响铅精矿品质及锌精矿回收率。同时，部分方铅矿、闪锌矿与黄铁矿紧密连生，呈互相包裹关系(见图5)，或浸染分布于脉石矿物中。方铅矿嵌布粒度相对较粗，粒度分布在0.01～1.15 mm范围内；
闪锌矿粒度分布较细，主要分布于0.003～0.30 mm范围内。因此，在锌浮选时为了让含锌矿物充分单体解离，适当的再磨是需要的。
图4 方铅矿与闪锌矿呈互相包裹状态
图5 方铅矿、闪锌矿与黄铁矿紧密嵌布
3.3 选矿工艺优化试验
1)捕收剂种类筛选
将原矿磨到-0.074 mm粒级含量占85%、矿浆pH值调节至11.5左右，进行了铅粗选的捕收剂种类对比试验，试验结果见图6。由表6可知，采用BK-LY11作为捕收剂时，所得粗精矿铅回收率与使用乙硫氮时相当，但是药剂用量少，且粗精矿产率较低，浮选过程可有效降低中矿量。因此，采用BK-LY11作为选铅捕收剂，通过用量试验表明，捕收剂用量在28 g/t即可。BK-LY11是矿冶科技集团有限公司研发的新型高效绿色硫化矿捕收剂，尤其是针对铜、铅矿物具有较好的选择性。
图6 铅粗选捕收剂种类对比试验
2)石灰用量对铅浮选的影响
在铅浮选时首先考察了石灰用量对铅指标的影响。试验流程为在磨矿过程中添加石灰调节矿浆pH值，在浮选时先后加入适量调整剂、捕收剂和起泡剂，试验结果见图7。由图7可知，随着石灰用量的增加，铅粗精矿中铅品位逐渐降低，铅回收率先升高后略有降低，其中的锌品位及锌回收率均呈下降趋势，综合考虑铅、锌指标，石灰用量控制在2 000 g/t左右较为适宜。
图7 铅粗选pH值试验
3)磨矿细度对铅锌浮选的影响
为了较好回收矿石中的有用矿物，首先必须使得铅锌矿物充分单体解离，因此，在浮选时就需要一个合适的磨矿细度，如果磨矿细度不够，导致目的矿物解离不充分，易使有价矿物损失在尾矿中；
如果磨矿细度过细，一方面增加磨矿能耗，另一方面易产生过磨，导致矿浆泥化，恶化浮选环境，影响选别指标[7，8]。因此，在固定药剂制度不变的条件下，进行了粗选磨矿细度试验，试验结果见图8。从图8中可以看出，随着磨矿细度的增加，铅粗精矿中铅、锌品位逐渐降低，铅回收率逐渐升高，锌回收率呈下降趋势，为了获得相对较好的产品指标，粗选磨矿细度确定为-0.074 mm粒级含量占85%。
图8 铅粗选磨矿细度试验
4)铅粗选抑制剂影响试验
在铅锌矿浮选过程中的选铅作业，硫酸锌和亚硫酸钠是常用的含锌矿物抑制剂。在保持磨矿细度为-0.074 mm粒级含量占 85%、石灰用量2 000 g/t，捕收剂和起泡剂用量分别为28、21 g/t添加下进行了含锌矿物抑制剂用量试验，试验结果见图9。从图9可以看出，当组合抑制剂ZnSO4+Na2SO3用量为1 000+500(g/t)时产品指标相对较好。
图9 铅粗选抑制剂影响试验
5)锌浮选条件试验
锌浮选采用生产上现有的药剂制度，即以石灰和硫酸铜作为调整剂，丁基黄药和松醇油作为捕收剂和起泡剂。在实验室进行了药剂用量的优化试验，分别进行了石灰用量和硫酸铜用量试验，试验结果分别见图10和图11。图10表明，在锌浮选时，锌品位及锌作业回收率均随石灰用量增加而升高，但趋势变缓，综合考虑，石灰用量控制在2 000～2 500 g/t范围内即可。图11结果表明，添加适量硫酸铜，锌品位及锌作业回收率显著升高，后逐渐趋于稳定，综合参考产品指标及药剂成本，锌浮选作业硫酸铜用量确定为200 g/t即可。
图10 锌浮选石灰用量试验
图11 锌浮选硫酸铜用量试验
6)中矿再磨细度试验
对生产过程中锌精选一的底流和扫选一的泡沫产品进行镜下检查，结果表明其中仍有较多的闪锌矿和黄铁矿连生体，且嵌布粒度较细，主要分布于0.005～0.01 mm范围。为了进一步实现闪锌矿的有效解离、提高锌选别指标，因此，将二者合并进行再磨细度试验，试验结果见图12。试验结果表明，随着再磨细度的提高，再磨产品中锌品位显著提高，锌回收率也逐渐提高后趋于稳定，因此将锌中矿再磨细度控制在-0.043 mm粒级含量占80%即可。
图12 锌中矿再磨细度试验
7)全流程闭路试验
全流程闭路试验流程见图13，试验结果见表4。闭路试验结果表明，铅、锌精矿产品指标较好，表明本试验较好实现了铅、锌与黄铁矿的高效分离。
图13 全流程闭路试验流程
表4 全流程闭路试验结果
在实验室试验的基础上，以实验室闭路试验流程和结果为依据，现场进行了相应的工艺流程改造，改造完成后进行了为期一个月的工业试验，试验结果与改造前生产指标对比见表5。工业试验结果表明，铅、锌精矿指标相比原生产指标均有一定幅度的提高，其中铅回收率提高了5.83个百分点，锌回收率提高了8.46个百分点，选矿工艺指标较好，铅、锌资源得到高效综合回收。
表5 选矿工艺优化前后指标对比结果
1)某铅锌矿含铅1.26%、锌6.53%，属复杂低品位难选铅锌矿；
对试验矿样进行化学物相分析，结果表明矿石中主要的铅、锌矿物均为硫化物，铅、锌氧化率分别为6.35%、4.44%。
2)矿石中主要回收的目的矿物是方铅矿和闪锌矿。铅、锌矿物嵌布关系复杂，其中大部分方铅矿与闪锌矿连生，少量方铅矿与闪锌矿呈复杂的交代嵌布关系，导致铅锌难以有效分离，造成铅锌矿中锌含量高，影响铅精矿品质及锌精矿回收率。
3)本文基于工艺矿物学研究，在了解矿石性质及现场生产实践的基础上，针对现场生产工艺流程进行了部分改动，增加了锌中矿再磨作业，通过条件试验确定了合适的药剂制度，闭路试验获得了：铅品位52.33%、锌含量2.57%、铅回收率80.44%的铅精矿；
锌品位52.83%、铅含量1.03%、锌回收率82.22%的锌精矿。
4)在实验室试验的基础上进行了现场工业试验，结果表明，铅、锌精矿指标相比原生产指标均有一定幅度的提高，其中铅回收率提高了5.83个百分点，锌回收率提高了8.46个百分点，选矿工艺指标较好，铅、锌资源得到高效综合回收。
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