贵州某低品位氧化铅锌矿选矿工艺试验研究

【摘要】为使贵州某低品位、高氧化率、泥化严重的氧化铅锌矿资源得到有效利用，对其进行了选矿工艺试验研究，并探讨了矿泥对浮选的影响。研究表明，采用“预先分级一磁选～浮选”的联合工艺流程，获得精矿锌品位30.62%的指标，达到企业对合格锌精矿的要求(锌品位大于30%)，矿泥严重恶化浮选效果，消耗大量药剂。【关键词】氧化铅锌矿;磁选一浮选联合工艺;脱泥

EXpenmentaI ReSearch On MIneraJ PrOCeSSIng 。rechnofOgV of Lead.zinc Oxide Ore in Guizhou Province Y|e Junjjanl·2r，Zhang Qjnl·2'铲，Jjang Mao’’2一，Zhou Kunl·2一，He Xjaotajl-2_3 (1.Mining Co¨ege of Guizhou UniVersity，Guiyang Guizhou 550025，China：2.Key Laboratory 0f COmppehensive UtiIizatiOn 0f N0八metaI Mineral Resources，Guiyang Guizhou 550025，China：3.Engineering Laboratory of Efficient UtiIization of Preponderant Resources，Guiyang Guizhou 550025，China) Abstract：The experiments 0f mineral processing techn0109y were conducted tO make efficient use 0f the lead— zinc Oxide 0re with 10w grade，high Oxidation raIe and serious sIiming in(;uizhou prOVince，and the e何.ect 0f sIime 0n flOtatlon was discussed.The resuIts showed that a conCentrate 0f zinc grade 30.62%was Obtained using the cOmbined technOlogy 0f preliminary classificatiOn-magne“c separation胡0ta“0n.It achieVes an acceptabIe concentrate grade for enterprise(more than 30%Zn).The sUme wouId seriousIy e仟ect the functio九of fIotation and ∞nsume the large number 0f reagents. Key wOrds：lead—zinc 0xide 0陀：magne“c separatiOn胡0tation：des¨ming 1

引言铅和锌是重要的有色金属原材料，主要从硫化矿中提炼，随着硫化铅锌矿资源不断减少，氧化铅锌矿资源的开发利用越来越受到人们的重视，研究氧化铅锌矿的回收利用具有重要意义。氧化铅锌矿通常采用硫化浮选法，根据矿石性质不同，还会采用重浮联合流程、磁浮联合流程或重磁浮联合流程，周小四等111采用优先浮选.重选.磁选联合流程分选某氧化铅锌矿，结果表明强磁选可以有效脱除铁矿物，提高非磁性矿物的锌品位。汪兆龙等【2】为了避免有用矿物被磨细而泥化，采用重介质预选.浮选联合流程。胡秋云【31等采用预先筛分、阶段磨矿、浮选脱泥工艺处理某泥化严重且含铁高的氧化锌.75— 论文集矿石，取得了良好的浮选指标。氧化铅锌矿具有矿石易碎、含泥多、组成复杂等特点，选矿难度较大【4t5】，氧化锌矿石的选矿指标一般为精矿锌品位35%一38%，回收率60%一70%【研。本文针对贵州某氧化铅锌矿的矿石性质，探讨了脱泥、磁选除铁、磁选.重选联合工艺和磁选.浮选联合工艺，确定了最终的选矿工艺流程，并针对脱泥作业导致锌回收率较低的问题，研究了矿泥对浮选的影响，为该资源的选矿利用提供一定的技术参考。表1原矿粒度组成结果，% TabIe 1 Size cOmpOsitiOn resuIt 0f the Ore，% 2矿石性质试验样品取自贵州某地铅.锌矿床氧化带，含Pb 2.56%、Zn 6.19%、TFe 11.08%、Si02 34.59%、 A1203 14.77%，其他伴生有用元素Cu、Au、Ag含量很低。有用矿物为菱锌矿和白铅矿，脉石矿物以石英和粘土矿物为主，还有少量赤铁矿、褐铁矿、白云石和方解石等。铅、锌和铁的氧化率均在95%以上。 2.1原矿粒度组成原矿经破碎、筛分和混匀，粒级为-3 mm，通过湿式筛分测定该粒级原矿的粒度组成，结果见表1。 Zn Pb TFe 粒级，mm 产率 品位 分布率 品位 分布率 品位 分布率 +O.840 21.05 10.10 38.04 2.70 23.69 14.02 25.38 .0.840+0.1 50 29.28 5.83 30.55 2.84 34.63 12.10 30.47 .0.1 50+0.044 14.03 4.84 12.15 2.74 16.03 13.58 16.38 .O.044 35.64 3.02 19.26 1.73 25.65 9.06 27_77 合计 100.00 5.59 100.00 2.40 100 11.63 100.00 由表1可知，随着粒级逐渐变细，锌品位逐渐降低，+0.840 mm粒级锌品位最高，为10.10%，锌主要分布在+0.840 mm和.0.840+0.1 50 mm两个粒级中，分布率分别为38.04%和30.55%。.0.044 mm粒级产率为 35.64%，说明矿石泥化严重。

+O.044 mm粒级加权锌品位比原矿高，为7.01%，分布率为80.74%。各粒级铅和全铁的变化规律相似，+0.044 mm各粒级铅或全铁品位相近，均比原矿高，而.0.044 mm粒级铅或全铁品位均比原矿低。以O.044 mm预先分级，可以初步提高锌品位。为了避免矿泥对选矿指标的影响，选矿工艺试验以+O.044 mm粒级为给矿，.O.044 mm粒级为矿泥。 3选矿工艺流程的确定 3.1磁选除铁试验原矿全铁含量较高，考虑采用磁选脱除铁质脉石来提高锌品位。采用XCSQ一50×70型湿式强磁选机，因为入料粒度要求小于1 mm，所以将+0.84 mm粒级磨矿后再磁选。试验条件和流程如图1所示，试验结果见表2。给矿.0.84mm占表2磁选除铁试验结果，% 1-abIe 2 1-est陀suIts 0f magnetic separatiOn for derioning，% mm 铁质脉石 粗精矿给矿时间2 s 中矿冲洗时间5 s 精矿冲洗时间5 s 搅拌电机电压70v 图1磁选除铁试验流程图 Fig.1 The test flow chart Of magnetic separatiOn for derioning 品位 作业回收率 产品名称 产率 Zn Pb TFe Zn Pb TFe 铁质脉石 39.87 2.“ 3.13 20.55 14.06 45.76 68.21 粗精矿 60.13 9.89 2.46 6.35 85.94 54.24 31.79 给矿 100.00 6.92 2.73 12.01 100.00 100.00 100.00 由表2可知，粗精矿锌品位比给矿提高2.97%，锌作业损失率14.06%，铁质脉石作业产率39.87%，全铁作业脱除率68.21%，表明采用粗磨磁选工艺可以达到抛尾和预先富集锌的目的。铅作业损失率较高，为 45-76%，重选和浮选探索试验表明铅矿物很难回收，因此只研究锌矿物的回收。 3.2磁选-重选联合工艺试验.76.氧化铅锌矿中有用矿物与脉石矿物比重差异较大，因此考虑采用磁选.重选联合工艺，希望可以在粗磨条件下直接获得一部分合格精矿(锌品位大于30%)，尾矿再用浮选富集。重选采用LYS.1100×500摇床，重选试验条件和流程如图2所示，磁选试验条件和流程如图1所示，磁选-重选联合工艺试验结果见表3。论文亲磁选粗精矿粗选和精选条件相同：冲程9 mm 冲次280次/分倾角3。冲洗水4L/min 图2重选作业流程图 Fig.2 The flow chart of gravity concent ration 表3磁选.重选联合工艺试验结果，%。rabIe 3。rest resuIts 0f the cOmblned technOIOgy 0f magnetic sepa阳“on and graV时concent陷“on，%产品名称 产率 锌品位 锌作业回收率铁质脉石 37.92 2.40 13.00 精矿 12.32 22.94 40.37 尾矿 49-77 6.56 46.62 给矿 100.00 7.00 100.00 由表3可知，磁选.重选联合工艺得到的精矿锌品位 22.94%，表明粗磨条件下磁选.重选联合工艺不能得到合格锌精矿，而且锌作业回收率较低，磁选.重选工艺不适合该矿石。 3.3磁选-浮选联合工艺和单独浮选工艺对比试验浮选是处理细粒级氧化铅锌矿的有效方法，因此对比了磁选-浮选联合工艺和单独浮选工艺的选矿指标，其中磁选条件和流程如图1所示，浮选作业流程如图3所示，仅浮选入料不同，其它条件相同。

对比试验结果见表4。精矿2 尾矿表4磁选.浮选联合工艺和单独浮选工艺对比试验结果 TabIe 4 C0mDarisOn Of test resuIts Of the combined technOIOgy 0f magnetic separa“0n胡Otation and f10tatiOn techn0109y，%上乙瀛程 产品名称 产率 锌品位 锌作业回收率铁质脉石 40.64 2.16 12.66 磁选-浮选联 精矿1 16.77 23.08 55.84 精矿2 8.65 12.68 15.83 合工艺 尾矿 33.94 3.20 15.67 给矿 100.00 6.93 100.00 精矿1 12.77 17.27 32.49 单独浮选工 精矿2 14.98 14.73 32.50 艺 尾矿 72.25 3.29 35.01 给矿 100.00 6.79 100.00 由表4可知，磁选.浮选联合工艺获得的精矿锌品位为23.08%，明显高于单独浮选工艺，通过优化浮选药剂制度和增加浮选精选作业，精矿锌品位会进一步提高，表明粗磨条件下磁选脱除铁质脉石对后续浮选有利，磁选一浮选联合工艺适合该矿石。 3.4“预先分级-磁选-浮选”联合工艺开路试验由以上三种工艺的对比试验，确定了“预先分级.磁选.浮选”的工艺流程，磁选条件如图1所示，优化后的浮选药剂制度和选矿工艺流程如图4所示，开路试验结果见表5。原矿量儋·t。间/二in 铁图3浮选作业流程图 Fig.3 The flow chart of flotation ci rcuit /g’f ，mm i………!笙互……一曼筻…… 图4“预先分级一磁选一浮选”联合工艺流程图 Fig.4 The proces s flow chart of combined techn0109y of preliminary clas sification—magnetic separation—flotation .77.论文囊表5开路试验结果。rabIe 5 The test resuIts 0f Open circuit，%产品名称 产率 锌品位 锌回收率精矿 10.57 30.62 51.92 中矿1 6.36 4.71 4.81 中矿2 9.59 5.83 8.97 尾矿 24.07 2.∞ 9.88 铁质脉石 17.89 2.70 7.74 矿泥 31.51 3.30 16.68 浮选入料 50.59 9.31 75.58 浮选总尾矿 40.03 3.69 23.66 原矿 100.00 6.24 100.00 由表5可知，中矿1和中矿2的锌品位比浮选入料低约4%，中矿返回粗选可能导致精矿锌品位降低，因此采用“一粗一精”的浮选开路流程，将流程图中虚线框内的三个产品合并为浮选总尾矿，最终精矿锌品位达到 30.62%。 4矿泥对浮选的影响最终精矿锌回收率较低，除与浮选药剂制度有关，主要由于16.68%的锌损失于矿泥中。为了提高锌回收率，考虑减少脱泥量，研究了.0.044 mm矿泥脱除率对浮选的影响。将不同比例的.O.044 mm矿泥与浮选入料合并后进行浮选，浮选药剂制度和工艺流程如图4中的浮选作业，试验结果见图5。图5矿泥脱除率对浮选的影响 Fig.5 The effect of removal rate of s1 ime on flotat ion 由图5可知，随着矿泥脱除率增加，精矿锌品位先不变后逐渐提高，当矿泥脱除率为100%时，精矿锌品位最大，为30.62%，锌回收率先增大后趋于稳定，表明.0.044 mm矿泥严重恶化浮选，全部脱除后才能获得锌品位和回收率相对较高的精矿。从试验现象看，在相同药剂制度下，矿泥脱除率小时泡沫层较薄、不稳定，表明矿泥对药剂有很强的吸附作用。不脱泥浮选要想获得较高回收率，需要消耗大量的药剂，在经济上可能很难承受。.78— 5结论 1)贵州某地氧化铅锌矿属于含铝、硅和铁杂质较高、高氧化率的氧化铅锌矿，主要锌矿物和铅矿物分别为菱锌矿和白铅矿，矿石泥化严重。根据原矿粒度组成特征，确定采用O.044 mm预先分级脱泥。 2)以+0.044 mm粒级为给矿，粗磨条件下磁选工艺可以达到抛尾和预先富集锌的目的;磁选-重选联合工艺不能获得锌品位大于30%的合格精矿，而且锌作业回收率较低;采用“预先分级.磁选.浮选”的选矿工艺流程，可以获得精矿锌品位30.62%的开路指标，达到企业对合格锌精矿的要求(锌品位大于30%)。 3)矿泥严重恶化浮选效果，当一0.044 mm矿泥脱除率达到100%时，才能获得锌品位和回收率相对较高的精矿。试验现象表明矿泥对药剂有很强的吸附作用，消耗大量药剂。

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