蘭坪某難選氧化鉛鋅礦浮選試驗研究

寧發添

蘭坪某難選氧化鉛鋅礦浮選試驗研究

寧發添

（廣西現代職業技術學院，廣西 河池 547000）

針對蘭坪某氧化鉛鋅礦石含泥量高、氧化率高、易泥化等特點，進行了選礦試驗研究，試驗采用水玻璃與G-1組合為礦泥分散與抑制劑、硫化鈉為鉛浮選硫化劑及鋅浮選pH調整劑、CF-35A與丁基黃藥組合為氧化鉛物捕收劑、N-4為氧化鋅礦物捕收劑，可實現氧化鉛鋅礦全泥浮選，工藝簡單，分選指標較好。閉路試驗指標為：鉛精礦品位為45.23%，鉛回收率為80.27%；鋅精礦品位為32.32%，鋅回收率為85.06%。

氧化鉛鋅礦；全泥浮選；礦泥；組合藥劑；回收率

引言

目前國內外氧化鉛鋅礦選礦實踐，主要是采用浮選法，即氧化鉛礦物采用硫化-硫化礦捕收劑法，而氧化鋅礦物則主要采用硫化-胺類捕收劑法。氧化鉛鋅礦的浮選難易程度與氧化鉛鋅礦的組成、結構、構造以及礦石氧化泥化程度的不同，差別很大，特別是深度氧化的鉛鋅礦石的浮選可借鑒的資料較少，這是分選氧化鉛鋅礦的一個難題[1]。

本文針對云南蘭坪某礦區的氧化程度高易泥化的低品位鉛鋅礦石進行浮選研究。試驗針對礦石中易浮礦泥的抑制，鉛鋅精礦質量不高，不脫泥，以強化對礦漿的分散和脈石的抑制及新藥劑應用等難點進行了祥細探索性研究，提出了用水玻璃與G-1組合強化礦泥的分散與脈石的抑制，硫化鈉為氧化鉛礦物的硫化劑和氧氣鋅礦物堿性調整劑，采用CF-35A與丁基黃藥組合及新藥劑N-4強化鉛礦物和鋅礦物的捕收作用，有效提高鉛鋅礦物的回收和精礦品位。

1 礦石性質

云南蘭坪某鉛鋅礦目前開采的是上部氧化帶的低品位氧化鉛鋅礦石，試樣采于露天堆放的礦石。礦石由于遭受各種因素的強烈風化氧化，造成礦石的結構、組成的復雜性以及含水含泥量大，礦石呈疏松狀、土狀，礦物性脆星泥化。礦石中鉛礦物主要有白鉛礦、方鉛礦、鉛礬、磷氯鉛礦、鉛硬錳礦等；鋅礦物主要有菱鋅礦、異極礦、閃鋅礦、水鋅礦及黑鋅錳礦等；鐵礦物主要有褐鐵礦、黃鐵礦和磁鐵礦；脈石礦物以方解石、石英為主，白云石、高嶺土次之；鉛礦物與鐵礦物關系密切，而鋅礦物則主要分布于褐鐵礦、方解石、石英等裂縫之間，鉛鋅礦物屬中、細不等粒嵌布，礦石易碎易磨。礦石風化氧化嚴重，含泥較多，鉛氧化率為77.86%，鋅氧化率為89.69%。原礦多無素分析結果如表1所示，鉛、鋅物相分析結果如表2、表3所示。

表1 原礦化學多元素分析結果（%）

成分PbZnFeCuSSiO2Al2O3CaOMgOAg（g/t） 含量2.626.118.430.022.3637.289.838.792.8522.5

表2 鉛物相分析結果（%）

礦物名稱方鉛礦白鉛礦硫酸鉛其它鉛礦物總鉛鉛氧化率 含 量0.581.030.890.122.62- 分布率22..1439.3133.974.58100.0077.86

表3 鋅物相分析結果（%）

礦物名稱硫化鋅碳酸鋅硅酸鋅其它鋅礦物總鋅鋅氧化率 含 量0.633.981.290.216.11- 分布率10.3165.1421.113.44100.0089.69

2 試驗研究

礦石用實驗室小型破碎機進行破碎篩分，破碎至-2 mm級別作為試驗原礦樣品，原礦樣-200目含量為30.75%，該礦石為易碎易磨礦石，極易泥化。目前氧化鉛鋅礦浮選，鉛主要采用硫化鈉硫化—硫化礦捕收劑法，鋅則主要采用硫化鈉調漿—脂肪胺法[2]。根據礦石性質和前期的探索性試驗結果，主要進行磨礦細度試驗、礦泥分散和抑制劑用量試驗、硫化鈉用量及硫化時的試驗、浮鉛和浮鋅捕收劑用量試驗、開路浮選試驗，最后選擇最佳條件進行閉路浮選試驗。

2.1 磨礦細度試驗

磨礦細度是影響浮選指標的重要因素之一，磨礦既要達到有用礦物與脈石礦物單體解離和小于浮選粒度上限，同時還要避免礦石過粉與泥化。氧化鉛鋅礦是一個易泥化的礦石，同時礦泥對氧化鉛鋅礦浮選的影響很大，有些氧化礦石因礦泥過高而無法有效回收利用。適宜的磨礦粒度是獲得較好的經濟技術指標的關鍵。試驗條件（藥劑單位 g/t，下同）：磨礦細度-200目變量，鉛粗選：水玻璃+G-1為500+300、硫化鈉3500、丁黃藥150、CF-35A90；鉛掃選：丁黃藥75、CF-35A45；鋅粗選：水玻璃+G-1為900+600、硫化鈉5000、N-4為250；鋅掃選：硫化鈉1000、N-4為150。試驗流程：鉛浮選和鋅浮選均為一次粗選和一次掃選的流程，粗掃選泡沫合并為精礦。磨礦細度試驗結果見表4。

表4 磨礦細度試驗結果（%）

磨礦時間磨礦細度-200目/%產品名稱產率品位回收率 PbZnPbZn 2.067.12鉛精礦8.1024.936.7877.078.99 鋅精礦22.741.6421.3514.2379.46 2.571.75鉛精礦8.4424.686.3479.508.76 鋅精礦23.591.3521.2212.1681.93 3.075.36鉛精礦8.7524.315.8581.228.38 鋅精礦24.131.1721.1610.7883.57 3.578.41鉛精礦8.9623.745.9181.198.67 鋅精礦25.021.1220.3710.7083.41

表4結果表明，隨著磨礦細度的提高，鉛、鋅回收率隨之增加，而精礦品位則有所下降，但變化不大，當磨礦3分鐘細度達到-200目75.36%時，回收率達到最大值，此后回收率有所下降，由此確定磨礦細度以-200目75.36%為宜。

2.2 礦泥分散與抑制劑用量試驗

氧化鉛鋅礦浮選，礦泥的影響是很大的，特別是氧化鋅礦采用胺類浮選時尤為突出。在探索性試驗時，進行了脫泥試驗，金屬在礦泥中損失較大，且增加了脫泥工藝，因此試驗采用全泥工藝。試驗礦樣不但含泥較高，而且含有部分易浮的微細脈石，使精礦極易夾雜，是影響精礦質量的重要因素，因此氧化鉛鋅礦浮選如何減少礦泥的干擾是實現有效分選的關鍵。目前常用的礦泥分散和抑制劑有水玻璃、偏磷酸鹽、碳酸鈉等無機鹽和纖維素、淀粉、腐植酸鈉等有機物〔2〕。在探索性試驗時發現采用水玻璃與G-1（有機物）組合能較好的分散并抑制礦泥[3]。試驗條件除水玻璃+G-1為變量外其它與磨礦細度試驗的條件相同，試驗流程浮鉛和浮鋅均為一次粗選一次掃選，粗掃選泡沫合并為精礦，試驗結果見表5。

表5 水玻璃和G-1用量試驗結果（%）

水玻璃+G-1（g/t）產品名稱產率品位回收率 PbZnPbZn 浮鉛300+100鉛精礦9.6320.577.2875.6111.47 浮鋅500+200鋅精礦23.881.4618.7113.3173.13 浮鉛400+200鉛精礦9.2222.376.7878.7210.23 浮鋅700+400鋅精礦24.871.2819.6212.1579.86 浮鉛500+300鉛精礦8.7524.315.8581.228.38 浮鋅900+600鋅精礦24.131.1721.1610.7883.57 浮鉛600+400鉛精礦8..6324.665.7781.238.15 浮鋅1100+800鋅精礦24.021.2121.3511.0983.93

表5結果表明，隨著水玻璃+G-1用量的增加，精礦品位隨之增加，回收率從快速增加到緩慢降低，綜合考慮精礦品位和回收率，水玻璃+G-1的用量：浮鉛作業的用量500+300及浮鋅作業的用量900+600為較好。

2.3 鉛浮選硫化鈉用量試驗

硫化鈉在氧化鉛礦浮選中既是硫化劑，能使氧化鉛礦物表面硫化成硫化鉛薄膜而得到活化，同時硫化鈉也是硫化礦的抑制劑，過少了硫化不足，過多了則已經硫化好了的鉛礦物被抑制[4]；而在氧化鋅礦采用陽離子胺類浮選體系中，硫化鈉則作為介質調整劑，調整pH值為10～11，過量的硫化鈉不會抑制氧化鋅礦物。因此，試驗只考察硫化鈉的用量在鉛浮選中的影響。在水玻璃+G-1的用量為600+300、CF-35A+丁黃藥的用量為90+150的條件下，進行硫化鈉用量試驗。試驗流程：鉛浮選為一次粗選一次掃選，粗掃選泡沫合并為鉛精礦，試驗結果見表6。

表6 硫化鈉用量試驗結果（%）

Na2S/g/t產品名稱鉛品位鉛回收率 2500鉛精礦23.8976.17 3000鉛精礦24.0679.23 3500鉛精礦24.3181.22 4000鉛精礦24.1580.68

試驗結果表明，隨著鉛浮選硫化鈉用量的增加，鉛精礦品位和回收率不斷提高，當硫化鈉用量為3500時達到最大值，此后有所下降，因此鉛浮選硫化鈉用量以3500為好。

2.4 鉛捕收劑用量試驗

硫化法浮選氧化鉛礦，常規捕收劑有黃藥類和黑藥類，近幾年來，相關單位開發了一些新型藥劑如CF-35A、CF-4等。經過探索性對比試驗，發現常規藥劑與新型藥劑組合使用更好地發揮協同效應，并能降低藥劑成本。經過試驗，CF-35A與丁基黃藥的組合優于其它藥劑組合[3]。本次試驗考察CF-35A與丁基黃藥的組合藥量對鉛浮選的影響。固定條件：水玻璃+G-1的用量為600+300、硫化鈉的用量為3500。試驗流程：鉛浮選為一次粗選一次掃選，粗掃選泡沫合并為鉛精礦，試驗結果見表7。

表7 鉛捕收劑用量試驗結果（%）

CF-35A+丁黃產品名稱鉛品位鉛回收率 30+250鉛精礦24.1476.42 60+200鉛精礦24.4279.38 90+150鉛精礦24.3181.22 120+100鉛精礦24.2280.87

表7結果表明，隨著捕收劑用量的增加，鉛精礦質量變化不明顯，但鉛回收率則快速提高，當CF-35A+丁基黃藥的用量為90+150時達到峰值，因此CF-35A+丁基黃藥的用量以90+150為好。

2.5 鋅捕收劑用量試驗

氧化鋅礦浮選一般用硫化鈉調整礦漿pH11左右，混合脂肪胺作為捕收劑。本次試驗考察捕收劑N-4（多種脂肪胺鹽混合物）的用量對鋅浮選的影響。試驗條件除N-4為變量外其它與磨礦細度試驗相同，試驗流程浮鉛和浮鋅均為一次粗選一次掃選，粗掃選泡沫合并為粗精礦，試驗結果見表8。

表8 N-4用量試驗結果（%）

N-4（g/t）產品名稱產率品位回收率 PbZnPbZn 200鉛精礦 8.8224.225.7781.538.33 鋅精礦20.651.3522.1210.6474.76 300鉛精礦8.7324.435.8881.408.40 鋅精礦22.351.2821.8610.9279.96 400鉛精礦8.7524.315.8581.228.38 鋅精礦24.131.1721.1610.7883.57 500鉛精礦8.7724.255.8181.178.34 鋅精礦24.591.1820.7911.0783.68

從表8結果可知，隨著N-4用量的增加鋅回收率迅速增加，而精礦質量略有下降，綜合考慮鋅的回收率和精礦質量，鋅捕收劑N-4的用量以400為較好。

2.6 開路浮選流程試驗

根據條件試驗所確定的藥劑制度進行實驗室小型開路浮選試驗，以考察精礦的質量和中礦分布情況。試驗流程：鉛浮選和鋅浮均為一次粗選兩次掃選兩次精選，兩次精選尾礦合并為中礦1，兩次掃選泡沫合并為中礦2，試驗結果見表9。

表9結果表明，鉛精礦可達到45%以上，鋅精礦可達到30%以上，精選效果較為明顯，中礦分布也較為合理，鉛鋅分選指標較好。

表9 開路浮選流程試驗結果（%）

產品名稱產率品位回收率 PbZnPbZn 鉛精礦 3.4646.974.6862.032.65 鉛中礦12.7811.915.9412.642.70 鉛中礦23.036.106.437.053.19 鋅精礦10.621.3335.565.3961.81 鋅中礦16.311.0510.452.5310.79 鋅中礦27.281.179.523.2511.34 尾礦66.520.280.697.117.51 給礦1002.626.11100100

2.7 閉路浮選流程試驗

實驗室開路浮選中，中礦含礦泥往往都會比較高，尤其是氧化風化嚴重的氧化鉛鋅礦，中礦的性質更為復雜，影響更為明顯。在開路流程試驗的基礎上，進行實驗室小型閉路浮選試驗，以考察中礦返回對浮選指標的影響。試驗流程：鉛浮選和鋅浮均為一次粗選和兩次掃選及兩次精選，中礦循序返回前一作業，試驗結果見表10。由表10可知，試驗所確定的工藝條件能較好地回收礦石中氧化鉛鋅礦物，取得了較好的分選指標。

表10 閉路浮選流程試驗結果（%）

產品名稱產率鉛品位鉛回收率 PbZnPbZn 鉛精礦4.6545.235.8380.274.43 鋅精礦16.081.3932.328.5385.06 尾礦79.270.370.8111.2010.51 給礦1002.626.11100100

3 結論

（1）該礦為低品位氧化鉛鋅礦石，氧化風化程度高，含泥較高，易化泥化，性質復雜，是一種較難選的礦石。

（2）磨礦上采取粗磨，減少次生礦泥的產生；藥劑上采用水玻璃與G-1組合強化礦泥分散與抑制，可實現含泥量高復雜的氧化鉛鋅礦全泥浮選，工藝簡單，技術經濟指標較好。

（3）采用硫化鈉為鉛硫化劑和鋅浮選pH調整劑、水玻璃與G-1組合為礦泥分散與抑制劑、CF-35A與丁基黃藥組合為氧化鉛物捕收劑、N-4為氧化鋅礦物捕收劑，閉路浮選指標為：鉛精礦含鉛45.23%、含鋅5.83%；鋅精礦含鉛1.39%、含鋅32.32%，鉛、鋅的回收率分別為80.27%、85.06%。分選指標較好，可為此類氧化鉛鋅礦開發利用提供途徑。

[1] 石道民，楊敖. 氧化鉛鋅礦的浮選[M]. 昆明: 云南科技出版社，1996.

[2] 王資. 浮游選礦技術[M]. 北京：冶金工業出版社，2007.

[3] 張闿. 浮選藥劑的組合使用[M]. 北京: 冶金工業出版社，1994.

[4] 李來順.云南某氧化鋅礦選礦試驗研究[J]. 礦冶工程，2013(6): 69-73.

Experimental Study on Flotation of a Refractory Lead-Zinc Oxide Ore in Lanping

According to the characteristics of a lead-zinc oxide ore in Lanping, such as high slime content, high oxidation rate and easy sliming, the mineral processing experiment was carried out. The experiment adopted the combination of sodium silicate and G-1 as slime dispersion and inhibitor, sodium sulfide as the lead flotation vulcanizing agent and zinc flotation pH regulator, CF-35A and butyl xanthate as lead oxide collector, and N-4 as zinc oxide mineral collector, which can realize the whole slime flotation of lead-zinc oxide ore. The process is simple and the separation index is good. The closed-circuit test indicators are: the grade of lead concentrate is 45.23%, and the lead recovery rate is 80.27%; the grade of zinc concentrate is 32.32%, and the zinc recovery rate is 85.06%.

lead-zinc oxide ore; full slime flotation; slime; combined agents; rate of recovery

TD9

A

1008-1151(2022)09-0060-03

2022-06-17

寧發添（1964－），男，廣西玉林人，廣西現代職業技術學院副教授，從事選礦工藝研究和教學工作。