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高次生泥质铅锌银矿选矿工艺及分离试验研究+

发布日期:2019-06-16   来源:矿道网   投稿者:张柯   浏览次数:2117

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      高次生泥质铅锌银矿选矿工艺及分离试验研究+ 吴永安1,一,肖骏3,董艳红3 (I.内蒙古玉龙矿业股份有限公司,内蒙古赤峰024000; 2.中国矿业大学(北京)化学与与环境工程学院,北京010100; 3.湖南有色金属金属研究院复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室,湖南长沙410100) 摘要:针对某高次生泥质铅锌银矿进行了选矿工艺和分离试验研究。该矿由于不同矿物连生嵌布关系复杂、高次生泥质的特性,致使其在浮选过程中浮选环境恶化。在工艺矿物学和选矿试验的基础上,确定了铅优先浮选—铅与泥质分离一锌硫混浮一锌硫分离的工艺流程。采用CMC+瓜尔胶组合抑制剂实现了对泥质矿物的有效抑制,成功消除了次生泥质对硫化铅浮选的影响,获得了较优的选矿指标。关键词:次生泥;铅锌分离;优先浮选;组合抑制剂

Beneficiation Technology and Separation Experiment on High-secondary Argillaceous Lead-Zinc-Silver Ore WU Yong—anL2,XIA0 Jun’,DONG Yan—hong’ (1.Yulong Inner Mongolia Mining Industry CO.,Ltd,Chifeng, Inner Mongolia 024000,China;2.School of Chemical Environmental Engineering, China University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 010100,China; 3.Hunan Provincial Key Laboratory for Complex Copper Lead Zinc Associated metal Resources Comprehensive Utilization。Hunan Research Institute for Non—ferrous metals, Changsha。Hunan 410100,China) ABSTRACT:The beneficiation technology and separation test of a hJ曲secondary argillaceous lead—zinc—silver ore were conduc— ted.Because of the complex embedded relationship between the different minerals and high secondary argillaceous characteristics,SO that the floatation environment in the flotation process is deterioration,based on the process mineralogy and beneficiation tests,the technological process that lead preferential flotatio札——出e separation between lc8d and argillaceous materi8l——the mixed flotation of zinc—sulfur is con— firmed.The effect of the secondary argillaceous mineral on lead sulfide flotation is eliminated successfully by adoption of CMC+guar gum depressant combination;the better beneflciation index Can be got. KEY WORDS:the secondary argillaceous mineral;separation of lead and zinc;preferential flotation;depressant combination

引言在铅锌选矿过程中,泥质的来源主要有两大季瑞黑嚣焉;餐絮鋈冀譬的产生与采矿方法以及围岩性质有关;2)次生泥 ·收稿日期:2015_08一13 作者简介:吴永安(1985一),男,湖北恩施人,在读在职硕士,选矿工程师。研究方向为选矿、选矿现场生产管理、选矿尾矿综合利用等。 10 万方数据吴永安,等高次生泥质铅锌银矿选矿工艺及分离试验研究质,即矿石在破碎磨矿过程中因钢球与矿石磨剥泥化而产生【2J,由Pauling电负性原理【31可知,由于 PbS离子键程度百分数大于常见的脉石矿物,即方铅矿相对于其它矿物来言其脆性更大,更容易产生次生的泥质。泥质因嵌布粒度较细、具有质量小、比表面能大的特点,对日常的选矿作业产生诸多不利的影响,主要表现在:1)细粒泥质容易粘附在气泡表面形成夹带,造成铅锌精矿品位下降;2) 细粒泥质易吸附黄药等浮选药剂,同时细粒泥质易与细粒的有用矿物发生团聚作用,降低铅锌分离效率M J,尤其是次生泥质主要来自矿石剥离过程中,次生泥质的铅锌金属含量较高,如对泥质处理不当,不仅影响到正常选矿过程矿浆的稳定性,还会造成尾矿中铅锌流失严重。为了尽可能地降低次生泥质铅锌矿选矿过程对流程稳定性及选矿指标的影响,国内外选矿科研工作进行了大量的工作,常见的做法主要有:分成砂矿、矿泥系统进行分离”“J,如车河长坡选厂"1;通过预处理将矿泥按比例进人主选矿系统中,如凡口铅锌矿哺J。在某些因场地限制不能单独增加泥质分选系列的铅锌选厂中通过药剂制度和流程结构的调整,如在本研究中所针对的内蒙古某大型铅锌银矿,因其特有的细粒浸染、高次生泥、高易浮脉石的特性,在碎磨工段中有大量的次生泥质产生,该部分泥质中的铅锌银品位接近原矿品位,只能按比例混入铅浮选原矿中,如此造成了在选铅作业中有大量泥质夹带上浮,致使铅浮选循环中无法正常稳定的运行,选矿指标较差。本文针对以上特性,以该选厂现场生产的原矿:矿泥比例为9:1的物料为入选原矿进行了详尽的选矿试验,并通过药剂制度和分离工艺的调整,有效地解决了铅循环作业中浮选不稳定、铅精矿产出困难的问题。 1原矿性质 1.1原矿化学组成及矿物组成原矿取自铅人选作业前搅拌桶中,为球磨溢流与碎磨、洗矿所得矿泥按重量比9:1的比例混合制备所得。原矿化学多元素分析结果如表1所示,原矿中矿物组成及相对含量如表2所示。由表1、表2可看出,矿石中主要可回收的元素是铅、锌、银,其品位分别为3.60%、3.56%、 495.60 g/t,需通过选矿排除的脉石主要成分为 Si02,含量为50.56%。矿石中金属矿物较常见的是黄铁矿、磁黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿、白铁矿,并含少量毒砂,银矿物主要为银黝铜矿、硫锑铅银矿,脉石矿物以石英为主,其次是粘土矿物、长石、碳酸盐矿物、角闪石等,原矿中含有大量的易泥化的粘土矿物、绿泥石、帘石等,这会对浮选产生不利的影响。表1原矿多元素分析结果 Tab.1 The multielement analysis results of raw ore %注:}单位为s/t。表2原矿主要矿物组成及相对含量 Tab.2 The composition and the relative content of raw ore %矿物名称 相对含量 矿物名称 相对含量闪锌矿 6.40 石英 42.3 方铅矿 4.19 长石 5.0 银锑黝铜矿、 O.09 碳酸盐矿物 2.5 硫锑铅银矿黄铁矿、白铁矿 13.2 粘土矿物及绢云母 10.2 磁黄铁矿 2.28 角闪石、辉石 6.6 毒砂 1.44 绿泥石、帘石类 4.8 黄铜矿 微量 其他 2.0 合计 100.00 1.2原矿中铅锌银的赋存状态对原矿中的目的回收元素Pb、zn、Ag进行物相分析,得到主金属元素的赋存状态如表3、表4、表5所示。

表3原矿中铅的化学物相分析结果 Tab.3 The chemical phase analysis results of lead in raw ore %万方数据 2016年2月第45卷第t期(总第256期) 云南冶金 YUNNAN MErAⅡmRGY Feb.2016 VoL 45.Nn 1(Sum256) 由物相分析结果可知,矿石中铅、锌大部分以可浮性较好的硫化矿物的形式存在,硫化铅、硫化锌占各金属的分布率90%以上,同时银在单质银、硫化银、硫化矿中的银等较易回收态的总分布率接近了90%,可以预测,在合理的工艺流程和药剂制度条件下,矿石中铅、锌银可获得较高的选矿指标。表4原矿中锌的化学物相分析结果 Tab.4 The chemical phase analysis results of zinc in raw ore 表5原矿中银的化学物相分析结果 Tab.5 The chemical phase analysis results of silver in raw ore 1.3影响选矿的矿物学因素由表1—5可该矿属于典型的原生硫化铅锌银多金属矿床,原矿中金属综合回收价值高,但影响该矿选矿指标进一步提高的矿物学在于: (1)原矿中易产生大量的次生泥质的矿物种类复杂,含量较高,除常见的粘土矿物、绿泥石外,还含有部分容易被矿浆中游离态的重金属活化的帘石类矿物【9J,这对浮选过程中铅、锌精矿的正常产出造成了不利影响; (2)通过光镜检测,发现不同矿物间的连生、嵌布情况较为复杂,主要表现为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂及细粒级银矿物之间包含关系、交代关系复杂,若想实现较高效率的铅一锌分离,需进行细磨作业,而细磨会增大次生泥质的产生; (3)原矿中目的矿物的粒度不均匀,闪锌矿与黄铁矿、磁黄铁矿嵌布粒度粗,而且方铅矿较脆容易过粉碎,更易产生更多的次生泥质。 2试验研究及结果讨论 2.1原则工艺流程的确定对该矿进行常规的浮选工艺处理,其流程为铅 12 优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离工艺,在全开路条件下可得到含Pb 52%、Zn 3%的铅精矿和含Pb 1%、Zn 48%的锌精矿产品,但一旦进行闭路试验,出现了由于中矿循环累积、泥质干扰致使常规的铅闭路试验顺序返回困难,金属无法平衡的问题,这在现场生产中亦有体现,经分析,主要原因在于: (1)原矿中的大量次生泥质在铅粗选作业中大量上浮,造成了铅粗精矿品位不高; (2)铅精选作业中,开路试验可实现合格的铅精矿产出,但进行闭路试验时,由于粗选作业中夹杂上浮的泥质在铅循环作业中反复累积,导致细粒脉石矿物不能正常循环至尾矿之中,铅浮选泡沫恶化现象严重。结合工艺矿物学分析和试验现象,研究初步拟定的原则工艺流程如图1所示。原矿锌精矿 硫精矿图1试验原则工艺流程 Fig.1 The process flow of test principles 2.2铅优先浮选试验

2.2.1铅粗选磨矿细度试验由工艺矿物学分析可知,原矿中铅、锌、银嵌布粒度不均匀,同时原矿中泥质矿物含量较高,所以为了保证铅锌矿物的单体解离,又避免过多的泥质矿物的产生,所以在原矿人选细度上进行严格控制,铅粗选磨矿细度试验流程如图2所示,所得结果如图3所示。 1 500+500 0+25+10 铅精矿 尾矿图2铅粗选磨矿细度试验流程 Fig,.2 The test flow of lead roughing grinding fineness 万方数据吴永安,等高次生泥质铅锌银矿选矿工艺及分离试验研究磨矿细度/(%一0.074mm) 图3铅粗选磨矿细度试验结果 Fig.3 The test results of lead roughing grinding fineness 由图3可看错,随着磨矿细度的增大,铅粗精矿中铅品位先逐步上升,铅回收率逐渐增大,铅粗精矿中锌品位和回收率亦有所下降,当磨矿细度达到一0.074 toni 64.12%时,铅粗精矿中的铅品位达到了峰值,再增大磨矿细度时,铅品位有所下降,这是因为过磨后导致了大量的次生泥质夹杂上浮,使得铅粗精矿产率增大,铅品位下降,所以,铅粗选最适磨矿细度为一0.074 mill 64.12%。 2.2.2铅粗选捕收剂种类试验铅优先浮选常采用乙硫氮+黑药类捕收剂作为铅捕收剂,但由于常见的黑药类捕收剂如丁铵黑药和苯铵黑药易夹杂细粒矿泥,所以进行了铅捕收剂种类试验,试验流程如图1所示,固定粗选磨矿细度为一0.074 mill 64.12%,以铅捕收剂种类为变量,在相同用量下(总用量为40 g/t,组合用药时按1:1配制)得到铅粗选捕收剂种类试验结果如图4所示。描i收剂种类图4铅粗选捕收剂种类条件试验结果 Fig.4 The collector’s type condition test results of lead roughing 装 {}iL 娶囤噬删 k 壤囊取由图4可看出,单用乙硫氮时,乙硫氮对铅的选择性较好,但捕收能力较弱,需添加其它类型的捕收剂辅助铅的回收,使用丁铵黑药和,25#黑药时,浮选过程中泡沫量大,泡沫较黏,致使大量的次生泥质夹杂上浮,铅粗精矿的铅品位下降,当选择乙硫氮+硫氨酯的组合捕收剂时,铅粗精矿产率较加入黑药的条件下低,铅品位最高,所以对于该含有大量次生泥质矿物的铅锌矿,最适的捕收剂组合为乙硫氮+硫氨酯。 2.3铅与泥质分离试验 2.3.1铅与泥质分离抑制剂种类试验对铅粗精矿进行光镜检测发现,铅粗精矿中有大量被夹杂上浮的以绿泥石、帘石类为主的次生泥质矿物,对铅粗精矿直接精选可得到一个含Pb 52%左右的铅精矿产品,但进行闭路试验时发现正常的顺序返回作业铅精矿产品极为困难,所以对铅粗精矿进行铅与泥质分离作业,即通过对次生矿泥分散,再添加有特效作用的泥质矿物抑制剂,实现铅与泥质的分离。

分散剂为六偏磷酸钠和碳酸钠,抑制剂种类试验流程如图5所示,所得结果如表6所示。 g/t 酸钠:80+200 O+变量铅精矿 尾矿图5铅与泥质分离抑籍剂种类试验流程 Fig.5 The depressor type test flow of lead and argillaceous mineral separation 裹6铅与泥质分离抑制嗣种类试验结果 Tab.6 The depressor type test results of lead and atgillaceott$mineral separation %一~ 一.品位 fg业NCt率 抑制剂种类及 产品名称产率—Pb—Zn—Pb—Zn 。/二书=ll/’?。函。 L∥tJ 13 擎万方数据 2016年2月第45卷第1期(总第256期) 云南冶金 YUNNAN metaUJIRGY Reb.2016 VoL 45.No.1(Sum256) 由表6可看出,当采用改性淀粉作为脉石抑制剂时,铅精矿的产率最小,作业回收率只有45%左右,表明改性淀粉对铅也有强烈的抑制作用,对比CMC+瓜尔胶作业及单用CMC条件下的试验结果,可看出,使用组合抑制剂时精矿产率更低,品位更高,作业回收率越大,同时瓜尔胶同时兼具了絮凝、助虑的效果,可有效改善矿浆浮选环境[10I,明显提高该高次生泥质铅锌矿的浮选稳定性,所以,铅与泥质分离的最适抑制剂组合为CMC+瓜尔胶。 2.3.2瓜尔胶用量试验瓜尔胶用量试验流程如图6所示,所得结果如图7所示。药剂用时间单给矿铅精矿 尾矿图6瓜尔胶用量试验流程 Fig.6 The guar gum dosage test flow :80+200 量瓜尔胶用量,(g·t。) 图7瓜尔胶用量试验结果 Fi昏7 The guar gum dosage test results 由图7可看出,随着瓜尔胶用量的增大,铅精矿中铅品位上升,同时铅作业回收率降低,为确保铅的回收率,瓜尔胶最适用量为10 g/t。 2.4锌硫混浮—锌硫分离试验 2.4.1锌硫混浮硫酸铜用量试验硫酸铜可有效活化闪锌矿和黄铁矿,有效增加它们的可浮性。因此进行了硫酸铜用量试验,试验工艺流程如图8所示,试验结果如图9所示。试验中给矿为铅浮选闭路尾矿。 14 药剂用量给矿里油:80+15 锌硫粗精矿 尾矿图8硫酸铜用■试验流程 FiD 8 The copper sulfate dosage test flow 硫酸铜用量/(g·t。11 图9硫酸铜用量试验结果 Fi孚9 The copper sulfate dosage test results 由图9可看出,随着硫酸铜用量的增加,锌、硫的浮选回收率逐渐增加,当硫酸铜用量增加到 250 g/t时,锌硫的浮选回收率基本保持不变,综合考虑锌硫的品位和回收率,及选矿成本,锌硫混浮硫酸铜最适用量为250 g/t。 2.4.2锌硫分离石灰用量试验锌硫混浮采用一粗两精两扫作业,闭路试验得到锌硫精矿和尾矿,锌硫精矿含zn 14.3%、S 36.7%左右,对锌硫混合精矿进行锌一硫分离作业,分离过程采用石灰作为黄铁矿的抑制剂,乙硫氮作为锌浮选捕收剂,石灰用量试验流程如图10 所示,所得结果如图11所示,给矿为锌硫混浮闭路的精矿。药剂用量给矿锌精矿 尾矿图10锌硫分离石灰用■试验流程 Fi昏10 The time dosage test flow for finc and s曲separation 弛如勰拍M勉加掩MH他m 装\逍咯万方数据吴永安,等高次生泥质铅锌银矿选矿工艺及分离试验研究石灰用量/(kg-t。1) 圈11锌硫分离石灰用■试验结果 Fi昏1 1 The llme dosage test results for zinc and sulfur separation 由图11可以看出,锌硫分离粗选较合适的石灰用量为15 000 g/t。 2.5全流程闭路试验在已有的铅、锌条件试验的基础上进行了全流程闭路试验,试验流程如图12所示。试验原则流程为铅优先浮选—铅与泥质分离—铅浮选尾矿活化浮选锌硫矿物—锌硫分离,依次得到铅精矿、锌精矿、硫精矿三个产品和两个可弃尾矿。全流程闭路试验结果如表7所示。裹7全漉穗闭路试验结果 Tab.7 The dosed circuit experiment results of the complete scheme % 3结语 1)该矿属于典型的高次生泥质铅锌银矿床,原矿中具有综合回收价值的元素为Pb(3.6%)、 zn(3.56%)、Ag(495 g/t)、S(11.08%),主金属元素Pb、Zn的主要赋存状态可浮性较好的硫化物形式存在。但原矿中含有大量的易产生大量的次生泥质的矿物、同时原矿中目的矿物的粒度不均匀,致使其选矿难度较大; 2)根据其工艺矿物学特性,确定了优先浮选 —铅与泥质分离—锌硫混浮—锌硫分离的原则工艺流程,该流程重点解决如何消除原矿中大量的次生泥质矿物对浮选稳定性、精矿产品质量和选矿指标的不利影响,以期得到较好的铅一泥质、铅—锌分离效果; 3)采用乙硫氮+硫氨酯的组合捕收剂可以实现在对铅矿物的选择性高效回收的同时,最大限度地降低次生泥质的夹杂上浮,有利于后续的精选和铅一泥质分离作业;

4)研究选用CMC+瓜尔胶组合抑制剂在较低用量的条件下实现了次生泥质矿物的抑制,改善了矿浆浮选环境,值得推广使用; 5)在合理的工艺流程和药剂制度的条件下,全流程闭路试验的指标为:铅精矿含Pb 54.26%、zn 2.02%、Ag 7 012.10 g/t,铅精矿中铅回收率达到了90.25%;锌精矿含Pb 0.73%、Zn 45.28%、Ag 420.30 g/t,锌精矿中锌的回收率达到了89.93%;硫精矿含S 41.85%,硫精矿中硫的回收率为66.41%;同时,大部分的银富集在铅精矿中,进一步提高了该矿的产出价值,整体选矿指标良好。 15 万方数据 2016年2月第45卷第1期(总第256期) 云南冶金 YUNNAN M阻^U.URGY Feb.2016 VoL45.Nn 1(SumS6) 药剂用量:酣六偏磷酸钠+碳酸钠:80+120 CMC+瓜尔胶:80+10 硫化钠:250掣、▲两磨矿细度:.o.074mm64.12%乙硫氮:151 铅与泥质冰硫酸锌+石灰+碳酸钠:l 500+3 000+500 )I:乙硫氮+硫氨酯"120+10 铅I粗选分离粗选 硫酸锌+碳酸钠:500+100 石灰:250:铅精选I 灰:150f铅l精选II 铅精矿 泥质尾矿混浮精选I 混浮精选II J ■_ 石灰:2 500 锌精选灰:1 500 石奎:15 000匕j。 ] 锌硫I混浮扫选 II 乙硫氮:50 ● 锌赢1分离粗选 总尾矿冰乙硫氮:10 锌硫1分离粗扫选II 硫精矿锌精矿圈12全流程闭路试验流程图 Fig 12 The closed circuit experiment flow diagram of the complete scheme 参考文献: [1]雷军.降低原生矿泥对多金属硫化矿浮选的有害影响[J].国外金属矿选矿。1979(9):11—14. [2]田俊德.矿泥对分选稀土的影响[J].稀有金属,1991(6): 463—4“. [3]Kinraide T B.A scale of metal ion bindm酿m讪c。仰elaliI唱with ionic ch舡ge,Pauling electronegafivity,toxicity,and other physiolo西cd effects.[J].Journal of Inorganic Biochemistry,2007,101 (9)i 1201—1213。 [4]周德炎,陈锦全,黄汉波.某选矿厂微细粒铅锌浮选试验研究 [J]。矿业研究与开发,2007,27(6):40_41. 16 [5]刘智林,魏宗武,叶雪均.某选矿厂矿泥系统铅锌分离工艺的探索[J].矿业研究与开发,2005,25(1):41—42. [6]I.贝拉克塔尔,A.阿斯兰,s.厄塞因,等.原生矿和粘土对多金属矿石浮选选择性的影响[J].国外选矿快报,1999 (5).11-16. [7]陈锦全。周德炎,魏宗武,等.高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究[J].矿业研究与开发。2007,27(5):50-51. [8】张康生.提高凡口选矿厂矿泥系列铅锌回收率的研究[J].有色金属:选矿部分,2003(2):6_8. [9]B·qo·普多夫.次生铜矿物存在的条件下通过调整矿浆离子成分分离混合精矿[J].国外金属矿选矿,2001,38(2):22-24. [10]潘高产,卢毅屏.CMC和古尔胶对滑石浮选的抑制作用研究 [J].有色金属:选矿部分,2013(2):74-78.万方数据

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