梁李曉 陳建華 溫 凱
(廣西大學資源環境與材料學院,廣西 南寧 530004)
鉛鋅礦是重要的戰略性礦產資源,在有色金屬工業中有著重要的地位,主要應用于電氣工業、冶金工業、化學工業、機械工業等方面[1-3]。我國的鉛鋅礦選礦以浮選工藝為主,在硫化鉛鋅礦石中,常伴生有硫化鐵礦(黃鐵礦、磁黃鐵礦和白鐵礦等)。其主要的鉛鋅分離方法包括鉛的優先浮選和鉛硫混合浮選后進行鉛硫分離[4-7]。鉛的優先浮選常用有2種方法:一是在高堿條件下加入乙硫氮和黃藥進行浮選;二是在低堿條件下加黑藥進行浮選。鋅硫混合浮選后進行鋅硫分離通常要加入大量石灰抑制黃鐵礦[8-9]。石灰雖然具有一定優點,但對伴生貴金屬富集以及從尾礦中回收其他有用礦物不利,加入大量石灰會使堿度變得較高,這增加了尾礦廢水處理成本和管理難度。少加石灰或不加石灰是解決高堿度存在問題的有效途徑,因此研究出一種可代替石灰的工藝,對改善浮選工藝現狀具有重大意義。
靈山礦區選礦廠曾用電石渣取代石灰浮選Pb、Zn,雖然選礦指標相近,但是受到電石渣來源的約束[10]。BULATOVIC等[11]提出可用Na2S和NaSO3做抑制劑進行鋅硫分離,但對礦漿pH有較高的要求。浮選電化學研究認為,氧化劑可以通過調節礦漿電位來實現在氧化環境下對硫化礦的抑制作用[12],因此可用于取代石灰回收鋅。研究發現無機抑制劑Na2S、KMnO4等與石灰聯合使用,可以取得良好的效果,但還是離不開對石灰的依賴。針對以上問題,本文用漂白粉(主要成分為Ca(ClO)2,工業純,純度為32%)和過硫酸鈉代替石灰作用進行鉛鋅分離,取得了較好的指標。
礦樣取自云南靈山某硫化鉛鋅礦區,礦石中主要金屬礦物為方鉛礦、閃鋅礦、鐵閃鋅礦、黃鐵礦、鉛礬等,主要脈石礦物為石英、方解石、云母、斜長石等。對礦石進行化學元素分析,結果如表1所示。

注:Ag、Au含量的單位為g/t。
從表1可知,礦石含鋅2.76%、含鉛0.85%,是礦石中的有價金屬,其余無回收價值。
對鉛、鋅進行了物相分析,結果如表2、表3所示。


從表2、表3可以看出,含鉛礦物主要為方鉛礦,分布率為63.14%,含鋅礦物主要為閃鋅礦,分布率為81.21%。
硫化鉛鋅礦的浮選工藝主要有鉛鋅混合浮選再分離、優先浮選等[13]。原礦中含鋅礦物可浮性較好,為取得較高的回收率,采用混合浮選再分離的方法。
為獲得較好的浮選指標,確定合適的浮選粒度至關重要[14-15]。若磨礦時間短,礦物粒度粗,有用礦物單體解離不完全,回收指標差。若磨礦時間長,能耗較高,且礦石有泥化現象,影響選別效果。因此,確定適宜的磨礦細度很有意義。按照圖1的浮選流程進行粗選試驗。不同磨礦細度條件下的浮選試驗結果見圖2。


從圖2可見,隨著磨礦細度的增加,鉛、鋅的回收率逐漸升高,當磨礦細度達到-0.074 mm占85%以后,鉛、鋅的回收率升高不明顯。因此,最終確定磨礦細度為-0.074 mm占85%。
2.2.1 捕收劑選擇試驗
常用的硫化鉛鋅礦捕收劑有乙基黃藥、丁基黃藥、丁胺黑藥、乙硫氮等,也常見將這幾種捕收劑混合使用。在磨礦細度-0.074 mm占85%,粗選石灰用量為1 000 g/t、MIBC用量為40 g/t的條件下進行捕收劑種類試驗,結果如表4所示。
從表4可以看出,Z200與乙硫氮按質量比1∶2復配的浮選效果最好,精礦鉛、鋅品位和回收率最高,這兩種捕收劑復配有較好的選擇性和捕收性。所以,選擇Z200+乙硫氮為捕收劑。

2.2.2 捕收劑總用量試驗
在磨礦細度-0.074 mm占85%,粗選石灰用量為1 000 g/t、MIBC用量為40 g/t、Z200與乙硫氮質量比為1︰2的條件下,進行Z200+乙硫氮總用量試驗,結果如圖3所示。

從圖3可以看出,隨著捕收劑總用量的增加,鉛、鋅品位略微下降,回收率升高,當Z200+乙硫氮總用量為150 g/t時,鉛、鋅精礦的回收率最高。因此,確定Z200+乙硫氮用量為100+50 g/t。
2.2.3 抑制劑對比試驗
石灰是黃鐵礦的有效抑制劑,但對伴生貴金屬富集以及從尾礦中回收其他有用礦物不利,加入大量石灰會使堿度變得較高,這增加了尾礦廢水處理成本和管理難度。將漂白粉和過硫酸鈉復配能有效抑制黃鐵礦,代替石灰發揮作用。選擇漂白粉和過硫酸鈉按照質量比為2∶1復配使用,在乙硫氮+Z200用量為100+50 g/t,MIBC用量為40 g/t的條件下與等量石灰粗選進行抑制劑對比試驗,結果如表5所示。
從表5可以看出,兩組試驗的結果相近,鉛和鋅的選別指標都比較好,其中漂白粉+過硫酸鈉復配的鉛、鋅回收率均比使用等量石灰高,鉛鋅混浮的效果更好。

為達到對硫化鉛鋅礦的高效分離,抑制劑的選擇十分重要。常見的抑制劑有亞硫酸鈉、硫酸鋅、硫化鈉等,也可以將這幾種抑制劑復配使用,硫酸鋅是抑鋅常用的抑制劑,但過多的硫酸鋅會抑制貴重金屬特別是金的上浮。將亞硫酸鈉和硫酸鋅復配使用能夠在不影響鋅浮選的效果上減少硫酸鋅的用量。硫酸鋅和亞硫酸鈉按照質量比為2∶1復配使用,在Z200+乙硫氮用量為100+50 g/t,MIBC用量為40 g/t的條件下,對鉛鋅混浮精礦進行鉛鋅分離粗選抑制劑總用量試驗,結果如圖4所示。

從圖4可以看出,隨著抑制劑總用量的增加,鉛粗選精礦鉛品位上升,鋅品位下降,當抑制劑總用量為1 200 g/t時,鉛粗選精礦鉛品位和回收率都比較高,進一步增加抑制劑用量,鋅品位和回收率變化不大,鉛回收率下降。因此,確定硫酸鋅+亞硫酸鈉粗選用量為800+400 g/t,既保證了鉛精礦的鉛品位與鉛回收率,又節省了藥劑用量。
2.4.1 活化劑試驗
由于鉛鋅分離時加入了抑制硫化鋅的抑制劑硫酸鋅+亞硫酸鈉,硫化鋅礦物受到抑制,因此在對浮鉛尾礦浮鋅時要加入活化劑將其活化。常用的硫化鋅活化劑是硫酸銅,通過加入硫酸銅可以活化硫化鋅礦物使其更好上浮。固定捕收劑Z200+乙硫氮用量為50+25 g/t,對浮鉛尾礦進行了硫酸銅用量試驗,結果如圖5所示。

從圖5可以看出,當硫酸銅用量為250 g/t時,鋅粗選精礦鋅品位和回收率較高,隨著活化劑用量繼續增加,鋅回收率上升不明顯,鋅品位明顯降低。綜合考慮,選擇硫酸銅用量為250 g/t。
2.4.2 捕收劑試驗
在浮鉛尾礦鋅粗選時固定硫酸銅用量為250 g/t,以Z200+乙硫氮為捕收劑(用量比2∶1)進行用量試驗。結果如圖6所示。

從圖6可以看出,隨著捕收劑用量的升高,鋅品位和回收率增加,當捕收劑總用量為120 g/t時,鋅品位和回收率較高,因此確定捕收劑Z200+乙硫氮用量為80+40 g/t。既保證了鋅粗選有較高的鋅品位和回收率,又節省了藥劑用量。
在條件試驗的基礎上,在實驗室進行了小型閉路試驗,流程見圖7,結果見表6。


由表6可知,使用漂白粉+過硫酸鈉復配,閉路試驗可以得到鉛品位51.26%、鉛回收率82.02%的鉛精礦,鋅品位46.21%、鋅回收率70.65%的鋅精礦,實現了原礦中有用金屬的高效回收,與使用石灰相比,漂白粉+過硫酸鈉復配指標更好。
(1)硫化鉛鋅礦浮選中以漂白粉+過硫酸鈉復配作為抑制劑能有效代替石灰作用,取得更好的指標。
(2)礦石在磨礦細度-0.074 mm占85%,以Z200+乙硫氮為捕收劑,漂白粉+過硫酸鈉為抑制劑,經過1粗2精2掃流程鉛鋅混浮,鉛鋅混合精礦以硫酸銅為活化劑,硫酸鋅+亞硫酸鈉為抑制劑,Z200+乙硫氮為捕收劑,經1粗2精2掃流程選鉛,最終獲得鉛品位51.26%、鉛回收率82.02%的鉛精礦,選鉛尾礦以硫酸銅為活化劑,Z200+乙硫氮為捕收劑選鋅,得到鋅品位46.21%、鋅回收率70.65%的鋅精礦,實現了原礦中有用金屬的回收。