锡铁山铅锌矿选矿工艺沿革评述

锡铁山铅锌矿是目前我国储量最大的铅锌矿山之一,位于青海省柴达木盆地北缘,西北距大柴旦镇 72 km,南距格尔木市 140 km,海拔在 3 100 ~ 3 500 m。 1955—1958 年先后由西北地质局、地质部西北物探大队等对矿区进行了地质勘探工作,探明铅、锌储量累计达 289. 16 万 t,成为当时全国最大的铅锌矿床。 为开发锡铁山大型铅锌矿床,1978 年 7 月国家计划委员会批准建设锡铁山铅锌矿,设计规模为年处理量 100 万 t,年产铅、锌精矿共计 6. 5 万 t,伴生银 2. 5 t,如今已成为采选能力达到年处理量 150 万 t 以上矿石的大型铅锌采选企业,该地区也成为青海省的一个重要矿业城镇[1-2] 。 1 矿石性质锡铁山铅锌矿矿石主要金属矿物为黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、次要金属矿物为胶黄铁矿、白铁矿,少量毒砂、黄铜矿、白铅矿等;主要脉石矿物为石英、方 ·76· 解石,其次为白云石、绿泥石,少量磷灰石、云母等。矿石主要呈块状、浸染状构造,其次为角砾状、脉状和条带状。 矿石的结构有粒状结构、交代结构、包含结构等。 矿石有价金属元素主要为铅、锌,伴生金、银回收价值高。 矿石主要金属矿物黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿以中粒嵌布为主。 (1)黄铁矿。 黄铁矿为矿石中含量最高的金属硫化物,分布极为广泛。

黄铁矿主要呈团块状、块状、斑杂状分布,与白铁矿、磁黄铁矿共生,常见被方铅矿、铁闪锌矿交代穿孔而呈筛孔状或交代残缺不全; 受构造应力作用,部分黄铁矿被压碎,被方解石等充填,少量被胶状黄铁矿充填。 (2)铁闪锌矿。 铁闪锌矿为矿石中锌的主要载体矿物,以半自形—自形晶为主,粒状镶嵌,呈不规则团块状、团粒状、浸染状分布,部分交代黄铁矿呈穿孔、筛孔状、港湾状分布,有的被压碎、被脉石矿物穿切、被方铅矿交代穿孔。 (3)方铅矿。 方铅矿为矿石中主要含铅矿物,主要呈半自形—自形粒状集合体产出,颗粒多在 0. 1 ~ 1 mm。 方铅矿主要与铁闪锌矿、黄铁矿共生,部分与白铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、白铅矿等金属矿物伴生。方铅矿主要呈不规则状、脉状、网脉状沿闪锌矿、黄铁矿裂隙、边缘充填交代,少量方铅矿呈不规则粒状、细小粒状嵌布于黄铁矿、铁闪锌矿粒间。 2 选矿工艺流程沿革锡铁山铅锌矿选矿系统投产至今已有 30 多年的历程,生产实践中,选矿工艺流程不断加以改进与完善,锡铁山铅锌矿在寻求适合各阶段矿石性质的最佳选矿工艺流程方面进行了大量的研究工作,对生产中存在的技术问题进行了多项攻关,对选矿工艺进行了多次改进,取得了多项研究成果。

2. 1 1992 年前工艺流程锡铁山铅锌矿选矿厂最初工艺流程于 1978 年由兰州有色冶金设计研究院设计,选矿处理量为 3 000 t / d,共设 3 个系列(Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列)。 原设计采用铅锌等可浮工艺流程,然而由于矿石性质多变和工艺条件、流程结构不尽合理,导致生产指标经常波动,铅精矿铅回收率小于 87% 、锌精矿锌回收率仅 80% 左右, 伴生金银的回收效果也不够理想,此外,黄铁矿未能得到综合回收利用,期间改为部分优先混合工艺, 1989 年 4 月,改为优先选铅再选锌的工艺流程,见图 1。图 1 优先选铅再选锌工艺流程 Fig. 1 Lead preference and then zinc flotation process 2. 2 回收硫工艺改造[3] 优先选铅再选锌工艺流程存在主金属铅、锌回收率不高,选矿指标不稳定,硫铁矿无法回收的问题。 1992 年,确定以优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离流程(图 2)替代优先选铅再选锌流程,并在现场Ⅱ 系列进行工业试验。 结果表明,优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离流程工艺指标较好,浮选过程稳定, 对药剂用量变化适应性强,选矿成本低,并实现了有价元素硫的综合回收。 表 1 为选厂Ⅱ系列浮选流程由优先选铅再选锌流程改造为优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离流程前后的指标对比情况。 在此之后对Ⅰ、Ⅲ系列进行了同样的流程改造。图 2 优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程 Fig. 2 Lead preference flotation-zinc sulfide mixed flotation-zinc sulphur separation process ·77· 王金庆等:锡铁山铅锌矿选矿工艺沿革评述 2017 年第 2 期万方数据表 1 Ⅱ系列工艺流程改造前后选矿指标对比 Table 1 Beneficiation index contrast before and after modification of Ⅱ series technological process % 流 程铅精矿铅指标品位 回收率锌精矿锌指标品位 回收率硫精矿硫指标品位 回收率优先选铅再选锌 71. 18 87. 39 45. 21 80. 39 优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离 71. 55 92. 32 48. 11 84. 99 36. 77 44. 31 2. 3 伴生金银回收流程改造[4] 随着开采的深入, 采出矿石中伴生金品位由 0. 34 g / t 升高至 0. 67 g / t,银品位由 45 g / t 升高至 75 g / t,而金银回收效果不好。 为此,1999 年开展了提高伴生金银回收率的选矿技术研究,选择对金银矿物具有强捕收能力的 D3 作铅辅助捕收剂,并用 T6 作锌抑制剂,在合理降低铅精矿品位的同时,强化了对金银矿物的富集效果。 图 3 为 1990—2000 年铅精矿中伴生金银的品位及金属量变化情况,可见新技术应用后,金银回收效果得到明显改观。图 3 铅精矿中金银的品位及金属量变化情况 Fig. 3 Change of content of associated gold and silver in lead concentrate △—品位;○—金属量 2. 4 原生电位调控浮选新工艺流程[5-6] 现场选别工艺采用 25 #黑药为捕收剂优先选铅, 当矿石氧化程度变高或含泥量增加时,因为黑药的强起泡性,在后续锌硫混合浮选及分离作业经常出现跑槽等难以控制的现象,严重影响锌浮选指标,特别是原矿中硫含量增加时,锌、硫分选效果差。 因此,2004 年设计投产的新增系列(Ⅳ系列)采用原生电位调控浮选新工艺流程,该流程为我国首条高原电位调控浮选新技术生产线,如图 4 所示。

该流程借助浮选矿浆中固有的电化学行为(氧化还原反应)引起的电位变化,通过调节传统浮选操作因素达到电位调控并改善浮选过程的效果,对铅锌进行高效分离,达到了提高指标、缩短流程、节省药剂及能耗的目的,现场指标稳定、易操作控制。 与Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列浮选指标对比情况如表 2 所示。图 4 原生电位调控浮选工艺流程 Fig. 4 Original potential control flotation process 表 2 浮选指标对比 Table 2 Flotation index comparison % 系 列 产 品品 位 Pb Zn 回收率 Pb Zn Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ Ⅳ 铅精矿 76. 26 2. 54 94. 22 2. 14 锌精矿 0. 81 49. 34 2. 96 91. 21 铅精矿 77. 88 2. 10 94. 58 1. 92 锌精矿 0. 52 49. 95 2. 14 93. 20 由表 2 可知,采用原生电位调控浮选流程的精矿指标均优于现场原工艺流程。 2. 5 新工艺新药剂应用情况[7-9] 随着矿山逐渐向深部开采,采出矿石伴生金银品位降低(含铅 4. 86% 、锌 5. 85% 、硫 12. 85% 、金 0. 42 g / t、银 57. 35 g / t),受药剂制度、工艺条件等因素制约,金、银回收率不高。 2005 年,为进一步提高选矿综合指标,增加企业经济效益,在锡铁山铅锌矿选矿厂 4 个系列进行新工艺新药剂工业试验,对选矿流程中铅浮选药剂制度进行调整,即在原生产流程(图 4) 基础 上, 铅 粗 选 作 业 添 加 A66, 铅 精 选 作 业 添 加 T106,有效强化了伴生贵金属金银及其连生体矿物 ·78· 总第 488 期 金 属 矿 山 2017 年第 2 期万方数据的上浮,并对锌硫浮选工艺参数进行了优化,大幅提高了 浮 选 指 标。 工 业 试 验 获 得 了 铅 精 矿 铅 品 位 76. 12% 、铅回收率 94. 40% 、金回收率 36. 69% 、银回收率 79. 91% , 锌 精 矿 锌 品 位 48. 86% 、 锌 回 收 率 90. 82% 的指标,铅精矿铅、金、银回收率分别提高了 1. 14、18. 31、15. 34 个百分点,锌精矿锌回收率提高了 1. 40 个百分点。随着矿石开采继续向深部延伸,2011 年,原矿中铅、锌、金、银品位均出现下降的趋势,含铅 3. 65% 、含锌 4. 56% 、含金 0. 44 g / t、含银 44. 50 g / t。 为了研究主金属铅锌及伴生金银品位下降后,对现有工艺的适应性和进一步提高选矿指标,尤其是提高金、银回收率,2011 年 7 月,在选厂Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列开展了强化金银浮选新药剂工业试验研究,其目的是通过在铅浮选作业添加新型捕收剂酯-116(对金银矿物具有强捕收力)和新型调整剂 T16(即采用酯-116 和 T16 分别替代原流程中 A66 和 T106),强化金、银矿物及其载体矿物的浮选,提高金银回收率。 与现场原有生产方案对比,在铅、锌精矿品位相近的情况下,铅精矿铅回收率提高了 0. 68 个百分点、金回收率提高了 5. 77 个百分点、银回收率提高了 1. 51 个百分点,锌精矿锌回收率提高了 0. 82 个百分点。 工业试验结果表明, 在保证铅锌选矿指标的前提下,伴生金银回收率显著提高。 2. 6 现生产工艺流程近年来,随着矿石中铅、锌及伴生金品位降低 (Pb、Zn 合计品位<7. 5% ,Au 品位为 0. 30 g / t),硫品位升高(含硫 18% ~ 20% ),为稳定主金属回收率及提升伴生金银回收率,需提高铅精矿产率,故现场Ⅰ、 Ⅱ、Ⅲ系列采用 1 次铅精选,同时为避免铅精矿中含锌偏高的问题,铅粗选停止添加强捕收力的铅辅助捕收剂酯-116,工艺流程见图 5。 选厂Ⅳ系列仍采用原电位调控浮选工艺流程。 目前,选厂Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列和 Ⅳ系列选矿生产指标如表 3 所示,可见现有工艺流程下所取得选矿生产指标良好。

2. 7 存在的问题及努力方向锡铁山铅锌矿选矿工艺流程经过 30 多年的探索、改进和完善,逐步确定了适合该矿矿石性质的浮选流程,选矿综合指标逐步提高。 选厂 4 个系列的累计综合指标基本稳定在铅精矿含铅大于 70% 、铅回收率大于 93% ,锌精矿锌品位大于 46% 、锌回收率大于 92% 。 但锡铁山铅锌矿选矿工艺中依旧存在如下问题:①伴生金银矿物,尤其是金矿物的回收效果差, 其在硫精矿中的损失率较高;②原矿铅品位逐年降低,铅精矿中杂质锌含量偏高,现场工艺操作难度加图 5 Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列现生产选矿工艺流程 Fig. 5 Present production beneficiation process ofⅠ,Ⅱ,Ⅲ series 表 3 现有流程选矿生产指标 Table 3 Beneficiation production index of existing process % 系 列 产 品品 位 Pb Zn 回收率 Pb Zn Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ Ⅳ 铅精矿 72. 12 2. 91 94. 26 2. 87 锌精矿 0. 67 47. 33 1. 76 93. 21 硫精矿 0. 21 0. 34 1. 42 1. 68 尾 矿 0. 12 0. 14 2. 56 2. 24 原 矿 3. 18 4. 20 100. 00 100. 00 铅精矿 72. 73 3. 18 95. 37 3. 18 锌精矿 0. 34 47. 54 0. 88 93. 17 尾 矿 0. 13 0. 17 3. 75 3. 65 原 矿 3. 15 4. 13 100. 00 100. 00 大;③随着矿山开采的不断深入,新采出矿石铁闪锌矿的含量增大,而硫酸铜对铁闪锌矿的活化选择性不高,致使含锌矿物与硫矿物分离困难;④锌硫混合浮选时所需硫酸铜用量较高,选矿成本相对较高;⑤锌硫分离过程石灰用量大、矿浆 pH 高,不利于选矿废水的回用,还会降低设备运行寿命。基于锡铁山铅锌矿选矿生产中存在的问题,为了更加合理地利用矿产资源,并尽可能实现高效清洁选矿,今后工作的努力方向可归纳为以下几点:①在不影响铅精矿选矿指标前提下,改善金银矿物随铅矿物上浮的工艺条件(包括优化磨矿细度、矿浆 pH 及电位、矿浆浓度、药剂制度等参数);②铅浮选应选择硫化锌矿物高效抑制剂,改善铅锌分离条件,有效降低 ·79· 王金庆等:锡铁山铅锌矿选矿工艺沿革评述 2017 年第 2 期万方数据铅精矿含锌量;③寻求铅矿物的高效辅助捕收剂,强化铅浮选过程对伴生金银矿物的捕收,提高金、银矿物的回收率;④研发适合锡铁山铅锌矿石中锌矿物浮选的高效活化剂,尤其是对铁闪锌矿具有高选择性的活化药剂,提高锌精矿指标;⑤设计出适合现场的经济合理的选矿废水回用工艺,以达到实现资源二次综合利用的同时,避免废水外排带来的环境污染问题。 3 结 语锡铁山铅锌矿选矿工艺不断完善。 1992 年前采用铅锌优先浮选流程,但存在主金属铅锌回收率不高,有价元素硫未能有效回收等问题;1992 年起选用铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫分离流程,实现了硫元素的高效综合回收;在 1999 年至 2011 年期间, 为优化主金属铅锌选别指标并提高伴生金银的回收率,工业生产流程中应用了对金银矿物具有高效捕收能力的新型捕收剂,明显提高了金银回收率,此外, 2004 年选厂新建Ⅳ系列采用了电位调控浮选流程, 该流程获得的铅锌指标相对更优,但存在硫资源无法回收的缺点。 目前选厂根据矿石性质、厂房设备、处理量等实际特点,设置Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列采用铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程,Ⅳ系列采用电位调控浮选流程,取得的各项技术经济指标较为理想。

参 考 文 献 [1] 杨 慎. 锡铁山铅锌矿[M]. 北京:中国建筑工业出版社,1988. Yang Shen. Xitieshan Lead-zinc Ore [ M]. Beijing:China Building Industry Press,1988. [2] 青海省统计年局. 青海省统计年鉴[M]. 北京:中国统计出版社, 1985. Qinghai Provincial Bureau of Statistics. Statistical Yearbook of Qinghai[M]. Beijing:China Statistics Press,1985. [3] 张忠汉. 锡铁山选厂二系列工艺流程改造工业试验[ J]. 甘肃有色金属,1994(1):6-10. Zhang Zhonghan. Commerical test on technological process improvement of Xitieshan mill plant second series [ J]. Gansu Non-ferrous metal,1994(1):6-10. [4] 魏盛甲. 提高锡铁山铅锌矿伴生金银回收率的优化工艺研究 [J]. 有色矿冶,2001,17(3):15-20. Wei Shengjia. The substitual technology study on raising accompanying gold-silver recovery of Xitieshan lead-zinc mine[ J] . Non-Ferrous Mining and metallurgy,2001,17(3):15-20. [5] 李皊值. 锡铁山铅锌矿原生电位调控浮选研究[ J]. 中国工程科学,2005(S1):364-368. Li Linzhi. Study on potential control flotation of Xitieshan lead-zinc mine[J]. Chinese Engineering Science,2005(S1):364-368. [6] 云 霞,马铜林. 原生电位调控浮选新工艺在锡铁山铅锌矿的应用[J]. 甘肃冶金,2009(4):107-108. Yun Xia,Ma Tonglin. The application of new technology of original potential control flotation in Xitieshan lead-zinc mine [ J]. Gansu metallurgy,2009(4):107-108. [7] 肖 云,张永德. 锡铁山铅锌矿浮选新工艺新药剂工业试验 [J]. 有色金属,2006,58(4):70-75. Xiao Yun,Zhang Yongde. CommerciaI test on reagents a novel floatation technology with new for Xitieshan lead-zinc mine[ J]. Nonferrous metals,2006,58(4):70-75. [8] 李福兰,胡保栓,严海军. 锡铁山铅锌矿浮选新药剂工业试验 [J]. 甘肃冶金,2007,29(4):24-26. Li Fulan,Hu Baoshuan,Yan Haijun. CommerciaI test on new flotation reagents for Xitieshan lead-zinc mine [ J]. Gansu metallurgy, 2007,29(4):24-26. [9] 彭再华,蒋素芳. 提高锡铁山铅锌矿中伴生金银回收率的试验研究[J]. 湖南有色金属,2013(1):14-17. Peng Zaihua, Jiang Sufang. Industrial test study of associated gold and silver from Xitieshan lead-zinc ore[ J]. Hunan Nonferrous metals,2013(1):14-17. (责任编辑 王亚琴) ·80· 总第 488 期 金 属 矿 山 2017 年第 2 期万方数据