云南位于中国的西南边陲,与越南、缅甸等国接壤,边境线长达数千公里。在中国云南瑞丽与缅甸接壤的边境地区,堆存着大量的以前
选矿的尾矿,种类繁多,性质复杂。这些大量堆存的尾矿,不仅占用了土地与森林,而且由于其粒度较细,云南的风又大,经风一吹,造成了较严重的环境污染。由于过去的矿石加工技术或其他原因,在这些尾矿中往往还存在大量的有用元素,如我们研究的这种矿料,
铅与
锌的含量之和超过30%,据初步估计其铅、锌
金属总量达80万t,相当于一座小型铅锌矿山。因此,如能将这些被丢弃的尾矿加以利用,不仅大大减少了环境污染,而且可以变废为宝,对二次资源的综合利用、贯彻可持续发展具有重要的现实意义。 一、原矿性质 这是一种
选矿尾矿样,原矿粒度较细,-74µm粒级含量达到72.63%。矿料部分结团,水分含量高,为12%左右,且有较微的选矿药剂气味。 通过X射线衍射分析发现,原矿中的主要金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黄
铁矿、铅矾、黄
铜矿、褐
铁矿等;非金属矿物主要是
石英、
长石、玉髓等。对其进行的多元素分析和物相分析结果分别见表1和表3。 表1 原矿多元素分析结果/%
元素 | Cu | Pb | Zn | S | Fe | CaO | MgO | SiO2 | Al2O3 | As |
含量 | 0.21 | 7.44 | 25.18 | 12.58 | 10.35 | 1.27 | 1.02 | 14.69 | 6.39 | 0.001 |
表2 铅物相分析结果/%
物 相 | 硫(砷)化物 | 硫酸铅 | 碳酸铅 | 铅铁矾及其它铅 | 全 铅 |
含 量分布率 | 1.0614.22 | 6.2083.22 | 0.0540.73 | 0.1361.83 | 7.45100 |
表3 锌物相分析结果/%
物 相 | 硫(砷)化物 | 氧化物 | 锌铁尖晶石及其它锌 | 全 锌 |
含 量分布率 | 22.2688.40 | 2.5310.04 | 0.391.56 | 25.18100 |
从表1可以看到,处理该矿料时,应主要回收矿料中的铅和锌,因铜含量较低,可暂不考虑。从物相分析的结果看,该矿样是一种性质非常特别的矿样,矿样中的锌以硫化矿为主,而铅矿物则以氧化矿为主,且氧化率高达85%左右,硫酸铅是春中的主要矿物。 二、流程制定 作为铅锌矿石的常规选别流程,主要有优先浮选和混合浮选再分离流程。但作为本次处理的矿料,由于锌以硫化锌为主,而铅又以氧化铅为主,其可浮性差异相对较大,故而采用优先选锌然后再选氧化铅的选别流程。在浮选锌时,对加入重
铬酸钾抑制方铅矿和加入硫酸铜活化闭锌矿进行了条件试验。对氧化铅矿的浮选采用常规的硫化钠法,但试验结果均不理想,主要表现在:(1)矿浆的pH为5.5~6.2,经加入石灰(或氢氧化钠)调浆后,即使石灰用量达到10㎏/t,矿浆pH值仍在6左右。(2)锌精矿中铅含量较高。虽然锌精矿中锌品位较高,可达52%,回收率达91%,但其中含铅也高达11%左右,铅、锌互含严重。(3)铅精矿中铅回收率较低,尾矿含铅较高,几乎和原料中的铅含量相等。(4)锌
抑制剂用量较大。因原料中锌含量高,导致锌抑制剂用量大,生产成本高。 根据试验结果,可以推测,原料中可能存在某种耗碱化合物,即酸性物质。原料中部分铅、锌的天然可浮性很好,大量的氧化铅很难被硫化钠活化,浮选效果差。为此,我们确定采用浮—重联合流程,在弱酸性介质中快速浮选铅、锌,然后硫酸铜活化浮选锌,浮选尾矿用重选(
摇床)富集其中的氧化铅,工艺流程见图1,并以此流程进行试验研究。
图1 浮选—重选联合流程 三、试验结果与讨论 根据矿料性质和初步试验结果制定图1所示的选别工艺流程,实质上分为4个选别回路:铅锌等可浮回路,铅、锌分离浮选回路,锌浮选回路,重选回路。 在铅锌等可浮回路中,回收的对象是一些可浮性特好的矿物,主要是方铅矿和部分闪锌矿。在这一回路中,一般不使用矿物的任何
活化剂和抑制剂,在常用
捕收剂作用下,它要求方铅矿尽可能回收到泡沫产品中,锌上浮的量越少越好,这样就可为后续的铅锌分离创造较好的条件。在对磨矿细度、矿浆pH值和捕收剂用量进行了条件试验后,确定了其最佳的工作参数,磨矿细度-74µm87.5%,矿浆pH6~6.5,乙基黄药用量70g/t。而浮选时间,特别重要,因为即使在上述相同的工艺参数下,浮选时间越长,锌的上浮率也会明显增加。图2显示了这一回路中浮选时间与选别效果的关系。在前3min内,硫化铅矿物上浮速度很快,锌矿物相对上浮较少,粗精矿的产率也不大。但当3min后,粗精矿产率明显增大,这主要是因为锌矿物开始大量上浮,锌的品位和作业回收率都快速提高,这是我们不需要的,因为这会增大后续铅锌分离的困难,甚至拿不到合格的铅精矿,锌的损失也会较大。所以,该作业的关键就是控制浮选时间和加药量,进行快速浮选。建议3min为宜。
图2 浮选时间与选别指标的关系1—铅品位;2—锌品位;3—铅回收率;4—锌回收率
图3 分离粗选抑制剂用量对分离效果的影响1—铅品位;2—锌品位;3—铅作业回收率 在铅锌分离的浮选回路中,虽然所处理的粗精矿中铅、锌品位均较高,但由于矿量不多,药剂消耗不大,操作参数(如抑制时间)更易控制。 为了使铅、锌矿物有效分离,试验在不使用捕收剂的情况下,分别对硫化钠、亚硫酸钠、硫酸锌、硫代硫酸钠等锌矿物抑制剂进行了单独和混合用药试验研究。结果硫酸锌与亚硫酸钠混合用药抑制锌矿物效果显著,两者比例为2:1,铅锌分离粗选时药剂用量各为400g/t和200g/t,在经两次精选分离后(精选时抑制剂用量分别成倍降低),开路条件下,可获得含铅52.18%、含锌2.17%、铅作业回收率85.32%的铅精矿。硫酸锌与亚硫酸钠混合用药时,不同抑制剂用量与铅精矿中铅、锌品位关系曲线见图3。抑制闪锌矿的机理可以认为是,ZnO
22-胶体吸附在闪锌矿表面增强亲水性以及SO
32-水解沉淀Pb
2+,使闪锌矿失去活化作用而联合实现抑制闪锌矿。 在锌选矿回路中,由于铅的硫化矿物已绝大部分被选出,此时的选矿,相当于处理单锌矿物。因此,我们主要使用了硫酸铜作为活化剂,并进行了条件试验,当硫酸铜用量为200g/t时,锌的作业回收率可达86.75%、锌品位53.17%的较好选矿指标。 重选的目的主要是选别硫酸铅矿物,在摇床的选别作用下,可获得合格铅精矿,其品位为32.59%,作业回收率62.37%。 根据条件试验结果,按照图1的工艺流程,进行了闭路试验,试验结果见表4。 表4 闭路流程试验结果/%
产品名称 | 产 率 | 品 位 | 回收率 |
Pb | Zn | Pb | Zn |
硫化铅精矿 锌精矿 氧化铅精矿 尾 矿 原 矿 | 1.6942.5715.4510.29100.0 | 50.330.9532.762.817.45 | 2.2551.963.366.2125.18 | 11.425.4367.9415.21100.0 | 0.1587.852.069.94100.0 |
四、结论 (一)该矿石性质较为复杂,铅矿物大都为硫酸铅,铅氧化率高达83%,而锌多为硫化物,即闭锌矿,硫化率为88%。 (二)采用重浮联合流程,氧化硫化矿物分别处理,可选出氧化铅精矿、硫化铅精矿和硫化锌精矿三种产品,使铅精矿中铅的总回收率为79.36%,锌精矿中锌的回收率为87.85%。 (三)根据矿料为尾矿的特点,其中的矿物相互影响更大。我们采用了等可浮流程,即减少了精矿中的铅、锌互含,又降低了药剂用量。