硫化矿必须碱性浮选(氧化铅锌矿浮选技术) 高碱性矿浆中硫化铅矿物的浮选试验及生产实践
翟军俭(陕西有色金属矿山公司选矿厂,陕西 凤县 721707) 中图分类号:TD952.2 文献标识码:A 文章编号:1671-9492(2004)03-0019-05 陕西有色金属矿山公司200t/d选矿厂于1991年4月建成投产,设计日处理量200t,目前日处理量已达到290t,是一座小型铅锌硫化矿选矿厂,随着矿石开采中段的下降,矿石性质发生变化,品位降低、含硫量提高,对铅浮选指标影响较大,致使铅精矿品位低、含锌高,铅金属回收率,为了克服硫铁矿的影响,我们于2000年10月以前做了提高石灰用量、改变捕收剂种类等一系列小型浮选试验,于10月以后进行了生产实践和流程改进,结果在pH值12.5以上的高碱性矿浆中,在不添加其它锌矿物抑制剂的条件下用乙硫氮做捕收剂进行铅矿物浮选,得到了较好的浮选指标,使铅精矿品位提高了9.82%、含锌降低了4.18%、铅金属回收率提高了3.68%,为选矿厂创造了良好的经济效益。 1、矿石性质 1.1矿物组成及嵌布特性 金属矿物主要有闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、黄铜矿、辉银矿、自然银、白铅矿及菱锌矿等;非金属矿物有(铁)方解石、(铁)白云石、石英、绢云母及有机碳等。矿石构造有条带状、微层状、网脉状、团块状、扁豆状及草莓状。矿石结构主要为他形粒状、半自形、自行粒状、包括结构及交代结构等。方铅矿和闪锌矿及脉石毗连,接触界线一般呈微波状、港湾状、锯齿状毗连嵌镶。矿石属细粒一微细粒不规则嵌布类型,脉石矿物不同程度被碳质污染。 1.2化学组成 原矿多元素分析和铅锌物相分析分别见表1和表2.表1 原矿多元素分析结果/%
元素含量| Pb1.05 | 锌5.76 | S9.69 | 9.95欧元 | CO220.29 | C5.51 | 有机0.36 | 咖啡20.066 | F0.032 | Ga0.0007 | Ge0.0003 | 0.0002英寸 | 元素含量Sn0.0004 | 二氧化碳0.002 | 锰0.3 | As0.0252 | Sb0.005 | Hg0.01233 | Cd0.03 | 铜0.008 | 二氧化硅226.6 | 氧化铝32.91 | 曹14.67 | 氧化镁34 |
表2原矿铅锌相分析结果/%铅相锌相 | 项目内容 | 分配率 | 项目 | 内容 | 分配率 | 硫化物相的总和0.880.171.05 | 84.1815.82100.0 | 硫化物相的总和 | 5.410.355.76 | 93.956.65100.0 |
2.原始生产流程介绍。选矿厂采用的流程是两个系列的常规铅锌顺序浮选流程(即先在中性至弱碱性介质中选铅,再在碱性介质中选锌,一段磨矿(磨矿细度-74μm约占79%),锌矿物一次粗选、三次扫选、两次细选。铅浮选工艺及条件见图1,生产指标见图3;从表中可以看出,由于原矿中黄铁矿含量高,常规方法选出的铅精矿品位低,锌含量高,达不到质量要求,铅锌金属回收率较低。图1原浮选工艺及药剂条件[下]表2生产指标对比/%名称2000年1月至9月 | 2001 ~ 2002 | 比较 | 铅锌 | 铅 | 锌 | 铅 | 锌 | 原矿铅精矿和锌精矿尾矿回收率1.3453.050.960.1682.35 | 6.1710.5855.540.3591.46 | 1.1462.870.720.1086.03 | 5.846.4055.190.2894.03 | +9.82-0.24-0.06+3.68 | -4.18-0.35-0.07+2.57 |
3.铅矿物浮选条件试验3.1磨矿细度试验过程及条件见图2,试验结果列于表4。试验结果表明,随着磨矿细度的提高,铅回收率逐渐提高,铅精矿品位降低。在粗磨条件下,铅精矿品位可达60%以上,锌含量小于5%,但铅回收率小于80%。磨矿细度-74μm,占现场情况的79%,可以保证较高的铅回收率,但铅精矿中锌的损失增加,不利于降低铅精矿中的锌含量。总之,为了保证铅精矿的品位和回收率,充分发挥现场设备的处理能力,适宜的磨矿细度确定为-74μm,占68% ~ 72%。3.2纸浆pH值测试的过程和条件见图3,测试结果列于表5的数据中。铅粗选机铅锌回收率与矿浆pH值的关系如图4所示。从图4所示的表5可以看出:(1)以二乙基二硫代氨基甲酸盐为捕收剂,不加石灰,矿浆pH值接近中性时,方铅矿和闪锌矿的捕收能力较弱。粗铅精矿含锌量很低,但回收率不到60%。在此条件下,无法实现方铅矿的有效回收。表4磨矿细度测试结果/%磨矿细度-74μm产品名称 | 生产率 | 官阶 | 回收率 | 铅锌 | 铅 | 锌 | 55铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.622.1796.21100.0 | 66.112.570.241.36 | 3.899.116.276.29 | 78.754.1017.15100.0 | 1.003.1495.86100.0 | 65铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.832.0996.08100.0 | 61.431.220.211.35 | 4.8911.156.206.28 | 83.271.8914.84100.0 | 1.423.7194.87100.0 | 70铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.962.6495.40100.0 | 59.461.180.171.36 | 4.297.519.276.26 | 85.692.2912.02100.0 | 1.343.1795.55100.0 | 79铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 2.042.5795.39100.0 | 57.891.070.171.37 | 6.128.336.236.26 | 86.202.1011.79100.0 | 1.993.4194.60100.0 |
(2)随着石灰用量的增加,矿浆pH值增加,pH值为7 ~ 12.4,铅回收率逐渐增加,但此时闪锌矿的浮量也较大。(3)当石灰用量大于10kg/t时,矿浆pH值大于12.5,此时方铅矿回收率趋于最大,达到86%以上,铅粗精矿中锌含量趋于最低。因此,当以二乙基二硫代氨基甲酸盐为捕收剂时,在pH12.5~12.8范围内,方铅矿和闪锌矿能得到充分有效的分离,此时石灰用量应达到10 kg/t以上[下] 表5 矿浆pH值试验结果/%石灰用量/(kg·t-1)| 纸浆pH值 | 产品名称 | 生产率 | 官阶 | 回收率 | 铅锌 | 铅 | 锌 | 07.44 | 粗铅精矿和铅尾矿原矿 | 4.3695.37100.0 | 17.330.581.36 | 3.256.416.26 | 59.0041.09100.0 | 2.4097.60100.0 | 四11.07 | 粗铅精矿和铅尾矿原矿 | 6.1093.99100.0 | 17.480.341.37 | 19.875.396.26 | 76.6823.32100.0 | 19.0880.92100.0 | 七12.38 | 粗铅精矿和铅尾矿原矿 | 4.5895.42100.0 | 24.110.271.36 | 14.345.896.28 | 81.9118.81100.0 | 10.4689.54100.0 | 1012.56 | 粗铅精矿和铅尾矿原矿 | 4.1995.81100.0 | 28.410.191.37 | 7.236.236.27 | 86.8913.11100.0 | 4.8395.17100.0 | 1412.75 | 粗铅精矿和铅尾矿原矿 | 4.295.8100.0 | 28.850.181.38 | 7.076.256.28 | 87.812.20100.0 | 4.7395.27100.0 |
注:矿浆Ph的检测对象均是磨矿后的矿浆澄清液。
图4铅粗精矿中铅锌回收率与pH值的关系1-闪锌矿;2-方铅矿3.3浮选时间试验过程和条件见图5。3.3.3.1不同石灰用量pH值随时间的变化图6显示了不同石灰用量pH值的变化与浮选时间的关系。从图中可以看出,在浮选过程中,低石灰用量下矿浆pH值的变化非常显著。随着石灰用量的增加,矿浆pH值在整个浮选时间内趋于稳定,这意味着当石灰用量在10kg/t以上时,石灰对矿浆pH值有缓冲作用,这对方铅矿的稳定浮选非常重要。不同石灰用量下矿浆pH值与浮选时间的关系。石灰用量(公斤/吨):1-14;2-10;3-7;4-4。【下3.2金属回收率与浮选时间的关系】绘制了石灰用量为10kg/t时铅精矿中铅锌回收率与浮选时间的关系,结合图6和图7可以看出,当石灰用量达到10kg/t时,石灰对矿浆pH值有缓冲作用,在整个8min的浮选时间内,矿浆pH值稳定在11.91 ~ 12.75。前5分钟pH值都在12.5以上。此时闪锌矿的浮选被完全抑制,而方铅矿的浮选速度较快,方铅矿的回收率在2分钟左右趋于最大。图7不同石灰用量下铅锌浮选率随浮选时间的变化。2-闪锌矿3.3工业生产中pH值随时间的变化。工业生产中铅的浮选时间应根据实际情况适当调整。调整的依据是在整个铅浮选过程中,矿浆的pH值应稳定在12.5以上。根据经验,在生产实践中,当石灰用量增加到12kg/t时,矿浆pH值与浮选时间的关系如图8所示。图8工业生产中矿浆pH值与浮选时间的关系3.4方铅矿浮选捕收剂的选择。硫化铅浮选常用的捕收剂有黄药、黄药、二乙基二硫代氨基甲酸盐等。鉴于方铅矿浮选用黄药的临界pH值低(如乙基黄药浓度为10-4mol-L时,临界pH值为8.91),高碱条件下黄药起泡能力强,不能用于高碱条件。根据图9所示的试验流程,对二硫代氨基甲酸盐和黄原酸盐的剂量进行了对比试验。测试结果如表6和表7所示。分析表明:(1)二硫代氨基甲酸盐对方铅矿有较强的捕收能力。在相同用量(10+20+5g/t)条件下,二乙基二硫代氨基甲酸盐的铅回收率明显高于丁基黄药。当黄药用量增加(80g/t)时,可获得较高的铅精矿回收率(87.75%)。但经过三次选矿,铅在中矿中损失,铅精矿回收率仍难以保证(76.30%)。(2) ETS对方铅矿浮选具有较好的选择性,表现在药剂用量少、铅精矿含锌量低、选矿效果好、中矿循环量小等方面。(3)根据试验,乙硫氮的适宜用量为30 ~ 40g/t,其中磨矿10g/t,铅浓度15 ~ 25g/t,扫铅5g/t。表6二乙基二硫代氨基甲酸盐分离铅的试验结果/%捕收剂用量/(g·t-1)产品名称 | 生产率 | 官阶 | 回收率 | AB | C | 铅 | 锌 | 铅 | 锌 | 1015 | 五 | 铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.801.6496.56100.0 | 63.251.580.211.37 | 4.128.456.276.27 | 83.111.8915.00100.0 | 1.182.2196.61100.0 | 1020 | 五 | 铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.902.3095.80100.0 | 61.891.550.181.38 | 4.579.156.256.28 | 85.212.5912.20100.0 | 1.383.3595.27100.0 | 1030 | 五 | 铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.962.5695.48100.0 | 59.561.400.171.37 | 4.778.286.276.29 | 85.212.6212.17100.0 | 1.493.3795.14100.0 | [next] 表7 采用丁基黄药选铅的试验结果/%捕收剂用量/(克·吨-1)| 产品名称 | 生产率 | 官阶 | 回收率 | AB | C | 铅 | 锌 | 铅 | 锌 | 1020 | 五 | 铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.684.5193.81100.0 | 56.853.220.281.36 | 9.1110.366.026.27 | 70.2310.6819.09100.0 | 2.447.4590.11100.0 | 2050 | 10 | 铅精矿、铅中矿和铅尾矿原矿 | 1.805.2892.92100.0 | 57.652.950.181.36 | 8.7112.315.876.26 | 76.3011.4512.25100.0 | 2.5010.3887.12100.0 |
4、生产实践及效益 根据铅浮选条件试验结果,结合选矿厂生产实际,我们于2000年10月进行了现场生产实践,经过几个月的生产实践和流程调整(锌浮选没有调整),最终浮选流程和生产条件如图10所示,生产指标见表3. 比较图1和图10可见,流程调整使每个系列减少了5A浮选机3台、4A浮选机2台,共减少装机功率45Kw,年节约电费可达12万多元;虽然药剂种类发生改变,但药剂成本基本持平。从表3中的数据可知,浮选条件改变后铅精矿品位提高了9.82%、含锌降低了4.18%、铅金属回收率提高了3.68%,指标提高每年可为选矿厂创造效益约55万元。两项合计每年可新增效益67万元以上。
图10 现浮选流程及药剂条件 5、结语 1、硫化铅矿物在高碱性矿浆中的浮选是可行的。 2、乙硫氮对铅矿物具有较强的捕收能力和很好的选择性。 3、在高碱性矿浆中,锌、硫矿物被有效抑制,而方铅矿的浮选效果好、浮选速度快,中矿循环量小。 4、硫化铅矿物在高碱性矿浆中浮选克服了在弱碱性矿浆中浮选时硫铁矿的影响,对提高铅精矿品位效果明显。FLOTATION EXPERIMENT AND PRODUCTION PRACTICE OF LEAD SULPHIDEMINRALS IN HIGH ALKALINE PULPZHAI Jun-jian(Shaanxi Company of Nonferrous metals,Fengxian Shaanxi 721707,China)ABSTRACTI order to overcome pyriti,s influence on lead flotation,flotation experiment of lead sulphilde mineral was carried through under high alkaline pulp that value of pH is over 12.5.Basing on experiment result the higher quality of lead concentrate can be obtained without depssor of zinc mineral and with sodium diethyl dithiocarbatmate which is lead,s collector,and recovery of increased 3.68%.KEY WORDS:lead sulphide mineral; high alkaline; flotation; performance
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