低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究

第ｌ５卷第３期　２００６年９月　矿　冶　Ｖｏ１．１５，Ｎｏ．３　Ｓｅｐｔｅｍｈｅｒ　２００６　ＭＩＮＩＮＧ＆ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＹ　文章编号：１００５—７８５４（２００６）０３—００２１—０６　低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究　邵广全　，李　颖２，张心平　，刘万峰　（１．北京矿冶研究总院，北京１０００４４；２．中国轻工业出版社，北京１００７４０）　摘　要：通过对低品位复杂难处理氧化铅锌矿详细的选矿试验研究，开发出有效的氧化铅锌矿全浮选　工艺。硫化矿采用优先浮选硫化铅精矿、硫精矿和硫化锌精矿，而后采用组合调整剂Ｄ—ｌ、Ｄ一２和高　效复合捕收剂ＭＡ实现了氧化锌浮选，尤其是异极矿得到了有效回收。　关键词：氧化铅锌矿；异极矿；调整剂；复合捕收剂；浮选工艺　中图分类号：ＴＤ９５２；ＴＤ８６２．２；ＴＤ８６２．３　文献标识码：Ａ　ＦＬＯＴＡＴ　ＩＯＮ　ＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹ　ＲＥＳＥＡＲＣＨ　ＯＮ　ＬＯＷ—ＧＲＡＤＥ　ＣＯＭＰＬＥＸ　ＨＡＲＤ—ＰＲＯＣＥＳＳＩＮＧ　０ＸＩＤＥ　ＬＥＡＤ　ＺＩＮＣ　ＯＲＥＳ　ＳＨＡＯ　Ｇｕａｎｇ－ｑｕａｎ　，ＬＩ　Ｙｉｎｇ　，ＺＨＡＮＧ　Ｘｉｎ—ｐｉｎｇ　，ＬＩＵ　Ｗａｎ—ｆｅｎｇ　（１．ＢｅＯｉｎｇ　Ｇｅｎｅｒａｌ　Ｒｅｓｅａｒｃｈ　Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ　ｏｆ　Ｍｉｎｅｒａｌ＆Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，ＢｅＯｉｎｇ　１０００４４；Ｃｈｉｎａ；　２．Ｃｈｉｎａ　Ｌｉｇｈｔ　Ｉｎｄｕｓｔｒｙ　Ｐｒｅｓｓ，Ｂｅｉｊｉｎｇ　１００７４０，Ｃｈｉｎａ）　ＡＢＳＴＲＡＣＴ：Ｉｎ　ｔｈｉｓ　ｐａｐｅｒ，ｂａｓｅｄ　ｏｎ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｒｅｓｅａｒｃｈ　ｏｎ　ｌｏｗ—ｇｒａｄｅ　ｃｏｍｐｌｅｘ　ｈａｒｄ—ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ　ｏｘｉｄｅ　ｌｅａｄ　ｚｉｎｃ　ｏｒｅｓ，ｔｈｅ　ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ　ｆｕｌｌ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｆｏｒ　ｏｘｉｄｅ　ｌｅａｄ　ｚｉｎｃ　ｏｒｅｓ　ｉｓ　ｄｅｖｅｌｏｐｅｄ；ｓｕｌｐｈｉｄｅ　ｉｓ　ｐｒｏｃｅｓｓｅｄ　ｗｉｔｈ　ｔｈｅ　ｐｒｉｏｒｉｔｙ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ｔｈｅ　ｏｘｉｄｅ　ｚｉｎｃ　ｏｒｅｓ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｉｓ　ｒｅａｌｉｚｅｄ　ｗｉｔｈ　ｍｉｘｅｄ　ｒｅｇｕｌａｔｏｒ　Ｄ一１，Ｄ一２　ａｎｄ　ｈｉｇｈ　ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ　ｍｉｘｅｄ　ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ　ＭＡ，ｅｓｐｅｃｉａｌｌｙ　ｓｉｌｉｃａｔｅ　ｏｒｅ　ｉｓ　ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌｌｙ　ｃｏｌｌｅｃｔｅｄ　ＫＥＹ　ＷＯＲＤＳ：ｏｘｉｄｅ　ｌｅａｄ—ｚｉｎｃ　ｏｒｅｓ；ｓｉｌｉｃａｔｅ；ｒｅｇｕｌａｔｏｒ；ｍｉｘｅｄ　ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ；ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｌ　引　言　目前，兰坪难选氧化铅锌矿正处于试验研究及　矿石的工艺矿物学研究，有效地开发出了处理该矿　的全浮选分离工艺。　优化阶段，氧化铅锌资源开发利用仍采用采富弃贫、　富矿直接冶炼的传统的方法。为了提高资源利用　率，２００４年北京矿冶研究总院对云南金鼎锌业公司　２　试验矿样　２．１化学分析及物相分析　试验矿样的化学成分分析结果见表１，铅物相　分析结果见表２，锌物相分析结果见表３。　所属的兰坪低品位复杂难处理氧化铅锌矿进行了新　工艺开发的优化试验研究。经近半年的选矿试验及　表１　试验矿样的化学成分结果　Ｔａｂｌｅ　１　Ｃｈｅｍｉｃａｌ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ　ｏｆ　ｔｅｓｔｉｎｇ　ｏｒｅ　ｓａｍｐｌｅ　２．２矿物组成　收稿日期：２００６—０３—２８　对试验矿样（原矿）按金属矿物和脉石矿物两类　作者简介：邵广全，矿物工程研究所高级工程师。　分别进行较为详细的矿物组成研究，矿物组成研究　维普资讯 http://www.cqvip.com

・２２・　矿　冶　＊注：菱锌矿中锌为包括了所有碳酸盐矿物中的锌　表４试验矿样矿物组成　Ｔａｂｌｅ　４　Ｍｉｎｅｒａｌ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ　ｏｆ　ｔｅｓｔｉｎｇ　ｏｒｅ　ｓａｍｐｌｅ　裂隙中，加之矿石氧化较深，部分矿石松散，褐铁矿　较多，碳酸盐、硫酸盐矿物也比较多，易于粉碎和解　离。　２．４矿物的解离度　试验矿样在磨矿细度一０．０７４ｍｍ占８０％的条　件下，方铅矿单体占９４．８％，与闪锌矿、黄铁矿和脉　石等连生体占５．２％；闪锌矿单体占９２．５％，与脉　石、褐铁矿、黄铁矿等连生体分别为５．１％，、２．０％、　０．４％；菱锌矿单体占９６．１％，与脉石、褐铁矿、黄铁　矿连生体分别为２．８％、０．６％、０．５％。显然，磨矿　细度一０．０７４ｍｍ占８０％时，方铅矿、闪锌矿和菱锌　矿都已充分解离，但也应看出＋０．０７４ｍｍ粒级方铅　矿、闪锌矿解离不够充分。　３选矿工艺研究　★磷氯铅矿还包括彩钼铅矿、铅菱锶矿、锶自铅矿和辉钼矿等　从以上矿物组成结果可知，试验矿样中氧化铅　和氧化锌矿物种类多而复杂，尤其是氧化锌矿物更　３．１硫化矿优先浮选试验　原矿　为复杂，水溶锌和硅锌矿所占比例较大，这部分锌在　浮选过程中属较难浮的氧化锌矿物，该矿较为难选。　２．３矿物的嵌布粒度　该矿样主要矿物的嵌布粒度均以中粒、细粒嵌　布为主，粗、中、细粒不均匀嵌布，微粒较少。矿物嵌　ｇ，ｔ给矿　布粒度的大ｄ，／ｌ￣序为：褐铁矿＞菱锌矿＞闪锌矿＞　方铅矿＞黄铁矿和白铁矿。菱锌矿的粒度范围是　０．０１５～１．Ｏｍｍ，以中粒嵌布为主，粗、中、细粒不均　硫化　匀嵌布；闪锌矿的粒度范围是０．Ｏ１～２．Ｏｍｍ，以中、　细粒嵌布为主，粗、中、细粒不均匀嵌布；方铅矿的粒　度范围是０．００５～０．８ｒａｍ，以中粒嵌布为主，粗、中、　细粒不均匀嵌布；黄铁矿和白铁矿的嵌布粒度范围　为０．００３～０．８ｒａｍ，以中、细粒嵌布为主，粗、中、细、　疏化锌粗精矿　尾矿　微粒极不均匀嵌布。由于矿石中绝大部分有用矿物　呈粒状、脉状嵌布在脉石矿物（主要是石英）颗粒的　图ｌ硫化矿优先浮选试验流程　Ｆｉｇ．１　Ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　ｏｆ　ｓｕｌｐｈｉｄｅ　ｏｒｅｓ　维普资讯 http://www.cqvip.com

邵广全等：低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究　・２３・　由铅锌物相研究结果可知，试验矿样中铅、锌的　氧化率分别为７５．８５％、６９．８９％，含有铅和锌的硫　化相分别为２４。１５％、３１。１１％。在浮选过程中硫化　相中的铅锌应回收。经多方案试验研究，制定了硫　化矿优先浮选方案。即首先浮选硫化铅、硫精矿、硫　化锌精矿的硫化矿浮选方案。试验工艺流程见图　１。　３．１．１硫化铅浮选捕收剂ＰＮ用量试验　优先浮选硫化铅捕收剂ＰＮ用量试验流程见图　１，试验结果见图２。　图２硫化铅浮选捕收剂ＰＮ用量试验结果　Ｆｉｇ．２　Ｄｏｓａｇｅ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｃ￣ｌｌｅｃｔｏｒ　ＰＮ　ｆｏｒ　ｌｅａｄ　ｓｕｌｆｉｄｅ　由图２试验结果可知，ＰＮ用量３０ｇ／ｔ时，得到　的硫化铅粗精矿中铅品位及回收率较优，故确定硫　化铅粗选ＰＮ用量为３０ｇ／ｔ。　３．１．２硫优先浮选调整剂ＣＮ用量试验　在硫化铅浮选ＰＮ用量３０ｇ／ｔ条件下，优选浮　选硫，进行ＣＮ用量试验，试验流程见图１，试验结　果见图３，硫浮选给矿为硫化铅粗选尾矿。　ＣＮ用量／（ｇ・ｒ　）　图３硫优先浮选调整剂ＣＮ用量试验结果　Ｆｉｇ．３　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｒｅｇｕｌａｔｏｒ　ＣＮ　ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｆｏｒ　ｐｙｒｉｔｅ　由硫浮选试验结果可知，在进行硫浮选时，添加　ＣＮ有利于硫浮选回收率的提高，由于部分硫的嵌　布粒度较细，为了防止没充分上浮的硫进入了硫化　锌精矿，导致硫化锌精矿品位降低，故试验中要加入　一定量的ＣＮ，ＣＮ用量为３００　ｇ／ｔ。　３．１．３硫化锌优先浮选ＣｕＳＯ　用量试验　硫化锌优先浮选ＣｕＳＯ　用量试验，试验流程见　图１，试验结果见图４，硫化锌浮选给矿为硫浮选尾　矿。　硫酸　用量，（ｇ・ｒ‘）　图４硫化锌优选浮选ＣｕＳＯ４用量试验结果　Ｆｉｇ．４　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ＣｕＳＯ４　ｄｏｓａｇｅ　ｆｏｒ　ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｚｉｎｃ　ｓｕｌｆｉｄｅ　由以上硫酸铜用量试验结果可知，硫酸铜用量　为３００ｇ／ｔ时，所得到硫化锌粗精矿品位及回收率均　较高，硫酸铜用量再大，锌回收率增加不明显，确定　硫酸铜用量为３００ｇ／ｔ。　３．２新型浮选药剂的氧化锌浮选试验　在氧化锌浮选原工艺基础上，根据氧化锌新型　浮选药剂选择试验结果，最终确定了较为有效的氧　化锌浮选条件，其工艺条件见图５，在此工艺条件下　进行了各药剂用量试验。氧化锌浮选给矿为硫化矿　混合浮选尾矿经脱泥后产品。　给矿　＿＿＿＿＿＿＿＿－＿－＿＿一　２　Ｄ一１　１０００　２　Ｄ一２　１０００　２　硫化钠４０００　３　ＭＡ１５０；２　油５０　．氢丝壁ｉ　．　【　５　］　氧化锌粗精矿　尾矿　图５氧化锌浮选新工艺条件　Ｆｉｇ．５　Ｎｅｗ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｔｅｃｈｎｉｃａｌ　ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ　ｏｆ　ｚｉｎｃ　ｏｘｉｄｅ　３．２．１捕收剂ＭＡ用量试验　氧化锌新型浮选工艺捕收剂用量试验条件见图　５，试验结果见图６。氧化锌浮选给矿为硫化锌浮选　尾矿经脱泥后产品。　５（１　ｌｌＨｌ　ｌ５【ｌ　２‘ＨＪ　氧化锌浮选捕收荆ＭＡ片ｊ量／（ｇ　ｒ　）　图６　氧化锌浮选捕收剂ＭＡ用量试验结果　Ｆｉｇ．６　Ｔｈｅ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ　ＭＡ　ｄｏｓａｇｅ　ｆｏｒ　ｚｉｎｃ　ｏｘｉｄｅ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　由图６可见，捕收剂ＭＡ用量从５０　ｇ／ｔ增加到　２００ｇ／ｔ时，锌回收率逐渐增加；但当ＭＡ用量达　维普资讯 http://www.cqvip.com

・２４・　矿　１００ｇ／ｔ后，氧化锌精矿品位达到最高，含锌为　１３．８９％，再增加捕收剂用量，氧化锌精矿品位开始　下降；锌回收率增加幅度不大，因而捕收剂ＭＡ用　量选１００ｇ／ｔ为宜。　３．２．２调整剂Ｄ一２用量试验　在捕收剂ＭＡ用量１００ｇ／ｔ条件下，进行调整剂　Ｄ一２用量试验，试验条件见图５，试验结果见图７。　由图７试验结果可见，当Ｄ一２用量为２０００　ｇ／ｔ　时，氧化锌粗精矿品位略有降低，但氧化锌浮选作业　回收率达最高为５９．１４％，因而确定Ｄ一２用量　２０００　ｇ／ｔ。　图７　Ｄ一２用量试验结果　Ｆｉｇ．７　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　Ｄ一２　ｄｏｓａｇｅ　３．２．３调整剂Ｄ一１用量试验　在捕收剂ＭＡ用量１００ｇ／ｔ、Ｄ一２用量２０００　ｇ／ｔ　条件下，进行调整剂Ｄ一１用量试验，试验条件见图　５，试验结果见图８。　图８　Ｄ一１用量试验结果　Ｆｉｇ．８　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　Ｄ一１　ｄｏｓａｇｅ　由图８试验结果可知，当Ｄ一１用量为１５００　ｇ／ｔ　时，氧化锌粗精矿的品位和回收率都达到了最大，分　别为１６．６１％和７５．３３％，因而选择Ｄ一１用量为　１５００　ｇ／ｔ。　３．２．４硫化钠用量试验　在捕收剂ＭＡ用量１００ｇ／ｔ、Ｄ一２用量２０００　ｇ／　ｔ、Ｄ～１用量１５００　ｇ／ｔ条件下，进行硫化钠用量试　验，试验条件见图５，试验结果见图９。　图９试验结果表明，当硫化钠用量为４０００ｇ／ｔ　时，氧化锌粗精矿品位及作业回收率分别为　１６．８５％和７５．０４％，均达到最高，故确定硫化钠用　量为４０００ｇ／ｔ。　冶　图９硫化钠用量试验结果　Ｆｉｇ．９　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｓｏｄｉｕｍ　ｓｕｌｆｉｄｅ　ｄｏｓａｇｅ　３．３氧化锌粗精矿精选硫化钠用量试验　氧化锌精选条件试验只进行了硫化钠用量试　验，精选的给矿为氧化锌两次粗选精矿的合并后进　行精选，试验条件见图１０，试验结果见图１１。　给矿－ｋ　２）Ｉ（Ｄ．１　１５００　２）Ｉ（Ｄ．２　２０００　２）ｌ（硫化钠４０００　３）ｌ（ＭＡ　１００：２　油５０　氧化锌ｌ粗选Ｉ　氧　精选给矿＼Ｉ２　２　　２　３　５　个　２　莲　∞∞　５　５钠３　ｎ　ｍ　尾矿　∞　油　氧化锌精矿　巾矿　图１０　氧化锌粗精矿精选硫化钠用量试验流程　Ｆｉｇ．１０　Ｔｅｓｔ　ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　ｏｆ　ｓｏｄｉｕｍ　ｓｕｌｆｉｄｅ　ｄｏｓａｇｅ　ｉｎ　ｏｘｉｄｅ　ｚｉｎｃ　ｒｏｕｇｈ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｃｌｅａｎｉｎｇ　图１１　氧化锌精选硫化钠用量试验结果　Ｆｉｇ．１１　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｓｏｄｉｕｍ　ｓｕｌｆｉｄｅ　ｄｏｓａｇｅ　ｉｎ　ｏｘｉｄｅ　ｚｉｎｃ　ｒｏｕｇｈ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｃｌｅａｎｉｎｇ　由试验结果可知，氧化锌精选时，硫化钠用量采　用１５００ｇ／ｔ时，精选所得精矿品位及作业回收率两　维普资讯 http://www.cqvip.com

邵广全等：低品位复杂难处理氧化铅锌　垫　茎　窒　・　２５　・　个因素选别指标较好。故确定精选硫化钠用量为　１５００ｇ／ｔ。　３．４开路浮选试验　开路浮选试验工艺流程见图１２，试验结果见表　５。　硫化　氧化锌精矿中矿１Ｉ　图１２　氧化铅锌矿石浮选工艺开路试验流程　ｎｇ．１２　Ｏｐｅｎ　ｃｉｒｃｕｉｔ　ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　ｏｆ　ｏｘｉｄｅ　ｌｅａｄ－ｚｉｎｃ　ｏｒｅ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　３．５闭路浮选试验　闭路浮选试验流程见图ｌ３，浮选试验结果见表　６。　表５开路浮选试验结果　Ｔａｂｌｅ　５　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｏｐｅｎ　ｃｉｒｃｕｉｔ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　氧化锌精矿　图１３　闭路试验工艺流程　Ｆｉｇ．１３　Ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　ｏｆ　ｃｌｏｓｅｄ　ｃｉｒｃｕｉｔ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　维普资讯 http://www.cqvip.com

・２６・　矿　冶　４　结　论　（１）本试验矿样中锌矿物较复杂，异极矿（硅酸　锌）含量较高，分布率为１６．９１％；其次水溶锌（锌　矾）中锌分布率为５．９３％；褐铁矿含锌分布率为　７．７８％。该氧化铅锌矿为低品位复杂难选矿。　效的选矿技术支持。　参考文献：　［１］北京矿冶研究总院矿物工程所．兰坪难选氧化铅锌矿全　浮选新工艺开发小型试验研究报告［Ｒ］．北京：北京矿　冶研究总院，２００４．　（２）常规的硫化胺浮选法，不能有效浮选该矿中　的氧化锌矿，尤其是水溶锌及硅酸锌。　（３）采用新型浮选药剂制度，调整剂Ｄ一１、Ｄ一　（２］北京矿冶研究总院矿物工程所．兰坪难选氧化铅锌矿全　浮选工艺新技术工业试验报告［Ｒ］．北京：北京矿冶研　究总院，２００２．　［３］北京矿冶研究总院矿物工程所．提高兰坪氧化铅锌矿石　中锌选矿回收率研究报告［Ｒ］．北京：北京矿冶研究总　院，２００１．　２和捕收剂ＭＡ可有效地浮选氧化锌，特别是回收　了部分异极矿。　（４）为低品位复杂难处理氧化锌开发提供了有　（上接第２９页）　参考文献：　［１］张健，邹乔，杨勇强．海外铜资源的开发［Ｊ］．有色金属　工业，２００３（１）：２７—２８．　４　结　论　（１）本研究通过对各影响因素的考察，确定了在　盐酸体系中采用滴加一定量的无污染氧化剂浸出钴　［２］戴志雄．海外有色矿产资源开发正逢时［Ｊ］．有色金属工　业，２００４（１２）：２２—２３．　白合金中的有价金属的最佳工艺参数为盐酸初始浓　度为５～６ｍｏｌ／Ｌ、浸出温度为７０～８０℃、浸出时间　为６０ｒａｉｎ、搅拌速度为３００～４００ｒ／ｍｉｎ及液固比为　５／１。在此条件下，铜、钴浸出率均在９９．５％以上。　（２）采用试验所选的无污染氧化剂，没有环境污　［３］Ｃ．Ｂ吉尔．有色金属提取冶金［Ｍ］．陈望源，译．北京：冶　金工业出版社，１９８８．　［４］Ｖｏｌｋｅｒｔ　Ｇ，Ｆｒａｎｋ　Ｋ．铁合金冶金学［Ｍ］．俞辉，顾镜　清，译．上海：上海科学技术出版社．１９７８：３１２—３１３．　［５］王含渊，江培海，张寅生，等．钴白合金湿法冶金工艺研　究［Ｊ］．矿冶，１９９７，６（１）：６７—６９．　染的问题并且浸出液中无外来杂质，便于后续工序　的金属分离。　（３）浸出残渣中有价金属的含量少，无需二次处　理，工艺简化。　［６］张愈祖，蔡传算．高温合金废料中钴铜的回收［Ｊ］．铜业　工程，２００２（２）：３４—３６．　［７］乐颂光，夏忠让，吕证华，等．钴冶金［Ｍ］．北京：冶金工　业出版社，１９８７：１８６—１８７．