高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究.doc

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究陈锦全1子 周德炎1 2 魏宗武2 陈建华2 （广西华锡集团长坡选矿厂1 547205） （广西大学资源与环境学院2 530004）摘要：针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点，采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究研究表明：在不脱泥的情况下，以六偏磷酸钠为分散剂，硫化钠用量3kg/t，矿浆pH=9时，以混合胺为捕收剂，能够有效实现氧化铅矿的浮选；氧化锌矿以硫酸铜为活化剂，丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果，在铅、锌给矿品位为3.54%、5.86%条件下采用该浮选工艺，获得了铅品位45.23%，回收率73.51%，锌品位40.56%,，回收率为76.21的浮选指标关键词：六偏磷酸钠 氧化铅矿，浮选，硫化-胺法 活化剂lead-zinc oxide ore contain high iron of Studying of floatation trial Chen jinquan1, Zhou deyan12 , Wei Zongwu2 ，Chen Jianhua2 Zhou De Yan ,Chen Jin Quan ,HuangHanBo, mineral separation of mill ChangBo combine , HuaXi Guangxi 547205College of Resources and Environment, Guangxi University Nanning 530004,ChinaAbstract: to peculiarity of lead-zinc oxide ore contain high iron in guangxi, studying of The tests were used sulfuration-amic measure to precedence of flatation.The results showed that the measure can realize floatation of lead-zinc oxide ore the content of the mud in the minerals,sodium hexametaphosphate was dispersant,NaS was used 3kg/t , pH value is 9.0 and mix amic was used collectorsActivation medicament is copper sulfate , collector is so dium butyl xanthatemedicament, lead-zinc oxide ore can research a evidence effect of flatation.grade of lead is 3.54% and grade of zinc is 5.86% in originally mine. The technics of flatation gain the grade of lead in concentrate is 45.23% and the recovery ratio of lead is 73.51% and grade of zinc in concentrate is 40.56% and the recovery ratio of zinc is 76.21% Key word: sodium hexametaphosphate, lead-zinc oxide ore, floatation, sulfuration-amic measure ,activation medicament前言 随着硫化铅锌矿资源的逐渐枯竭，许多较低品位的氧化铅锌资源也作为开发的对象；众所周知，氧化矿是由原生硫化矿经过天然的氧化以及地表水的淋滤过程所形成的产物[1]，矿石中除了铅、锌氧化矿物外，还含有较多的碳酸盐矿物、石英及硅酸盐矿物和易泥化的褐铁矿、针铁矿等铁矿物[2]。

由于矿石中含有较多的易泥化的褐铁矿，形成大量的矿泥，对其浮选技术指标造成严重的影响本文针对广西某地的含铁高、泥化严重的氧化铅锌矿，在不脱泥的条件下进行了浮选试验研究，获得较好的选别效果，为低品位氧化铅锌资源的回收提供参考依据1、 矿石性质矿石中主要有用矿物为白铅矿、菱锌矿、少量铅钒、异极矿及微量的黄铜矿等，脉石矿物主要为黄铁矿、褐铁矿、赤铁矿、方解石、白云石等，主要矿物铅、锌关系复杂、风化、铁化、泥化严重，而又多呈细脉浸染状，铅锌品位分别3.54%、5.86%，氧化率高，硫主要是以黄铁矿形式存在物相分析氧化铅主要是白铅矿，另有少量的铅钒，氧化锌矿则为菱锌矿及少量异极矿，试样多元素分析见表1表1 试样多元素分析元素SiO2TiO2ZrO2LiSrMnSnAs含量/%12.70.1<0.01<0.010.30.06<0.010.1元素MgOV2O5MoNiBePbSSb含量1.30.020.010.05<0.013.542.60.03元素WO3CaOBaCoCrZnCuFe2O3含量/%<0.010.73.2<0.010.015.860.0226.62、 试验方案选择原矿适宜的工艺流程是提高选别效果的前提，而选择工艺流程的依据是矿石性质，针对该矿石的特点进行了前期探索试验，试验结果表明采用浮选的方法能够回收矿石中的铅锌，脱泥浮选并不能有效改善浮选指标，相反损失了大量微细颗粒的铅锌矿，降低了回收率。

由于含铁比较高，采用硫化-黄药法难以获得比较好的指标，但在不脱泥的情况下采用硫化-胺法浮选可获得比较好的指标综合比较后确定采用硫化-胺法对该矿石进行浮选试验浮选流程如图1所示原矿分散剂硫化钠抑制剂捕收剂活化剂铅精矿捕收剂2#油尾矿锌精矿图1 浮选试验流程图3、 试验结果与分析3.1分散剂的影响 由于该矿石泥化比较严重，褐铁矿含量较高，需要加入分散剂对矿浆进行分散，消除矿泥的影响在矿浆pH=9，硫化钠用量2kg/t，硫酸锌与亚硫酸钠用量以1:1比例500g/t，混合胺80g/t条件下考察了六偏磷酸钠用量对铅矿浮选指标的影响由表2结果可见加入六偏磷酸钠能够提高铅矿品位和铅的回收率，随着六偏磷酸钠用量的增大，铅精矿品位不断增加，但铅回收率开始下降，说明在一定用量下六偏磷酸钠具有比较好的分散效果，能够显著提高铅矿浮选指标，但用量过大时，六偏磷酸钠对铅矿有一定的抑制作用，根据浮选现象和化验结果分析，这主要是由于部分铅矿和褐铁矿共生密切，六偏磷酸钠用量过大导致和褐铁矿共生的铅矿受到抑制表2 六偏磷酸钠用量对铅矿浮选指标的影响六偏磷酸钠用量，g/t0100300500铅精矿品位，%10.2411.6514.6416.59铅回收率，%62.8665.4268.1762.573.2硫化钠的用量与分析氧化铅表面的硫化好坏是决定其浮选效果的关键，硫化钠用量小的情况下，难以获得理想的硫化效果，硫化用量过大又会对铅矿产生抑制作用，从而降低铅的回收率。

本研究采用图1（下同）流程考察了硫化钠用量对浮选指标的影响，其中六偏磷酸钠用量300g/t，混合胺用量为100g/t，抑制剂硫酸锌500g/t、亚硫酸钠500g/t，2号油60g/t浮选试验结果见表3表3 硫化钠用量对钼铅矿浮选指标的影响硫化钠用量，kg/t1.52.02.53.0.3.54.0矿浆pH值6.07.08.09.010.011.0铅精矿品位，%10.3212.2513.6715.5313.9612.63铅回收率，%50.5355.7663.068.562.556.9由表3中硫化用量与矿浆pH的数据可见，硫化钠能够明显提高铅矿的浮选，随着硫化钠用量的增加，铅精矿的品位和回收率均增加，当硫化钠用量达到3kg/t时，铅精矿品位达到15.53%，回收率达到68.5%；再增加硫化钠用量钼精矿品位和回收率下降，当硫化钠用量达到4kg/t时，铅精矿品位仅有12.63%，回收率56.9%这主要是因为硫化钠用量过大，一方面抑制了胺在铅矿表面的吸附，另一方面矿浆黏度增大，泡沫带泥较多，从而降低了精矿品位从综合指标来看硫化钠适宜用量为3kg/t3.3抑制剂的用量与分析在六偏磷酸钠300g/t，硫化钠3.0kg/t，混合胺用量为100g/t条件下，主要考察了硫酸与亚硫酸钠用量以1:1比例对粗铅精矿锌含量的影响，浮选试验结果见表4。

表4 硫酸锌+亚硫酸钠用量对铅矿浮选指标的影响硫酸锌/亚硫酸钠，g/t400500600700800900矿浆pH值6.07.08.09.010.011.0锌品位，%11.358.257. 766.536.165.83锌回收率，%20.5117.3612.0510.259.859.79由表4硫酸锌与亚硫酸钠与pH数据可见，当硫酸锌与亚硫酸钠用量逐渐增大时，铅粗矿中锌的含量与品位逐渐下降，但当用量增加到700 g/t时，锌的回收率与品位降低不明显，这主要是由于浮选过程中含泥太多机械夹杂所致，因此，硫酸锌与亚硫酸钠适宜量700 g/t3.4捕收剂的选择与分析在六偏磷酸钠300g/t，硫化钠3.0kg/t，硫酸锌与亚硫酸钠700 g/t，捕收剂用量为100g/t条件下，考察了各种胺类捕收剂对铅、锌浮选指标的影响试验结果见图表5表5 不同捕收剂对铅矿浮选指标的影响捕收剂名称十二胺十六胺十八胺混合胺铅回收率65.8763.3262.7669.43锌回收率14.6515.7416.8311.23由表5可以看出，不同种类的胺捕收剂都能实现对铅的有效捕收，但混合胺对铅的选择性捕收较好，故选择混合胺作为铅的捕收剂，用量为100 g/t。

3.5活化剂的用量与分析确定铅矿浮选药剂指标，在丁基黄药200 g/t，2#油60 g/t条件下，考察了不同用量的硫酸铜对氧化锌的浮选指标的影响，浮选试验结果如6硫酸铜用量g/t150250350450锌品位19. 7817. 2313.3511. 34锌回收率61.6567.7468.8569.27由表6可见，随着硫酸铜用量的增加，锌品位逐渐降低，但回收率增加，但当硫酸铜用量增加到场350克/吨时，锌回收率增加不明显，故硫酸铜用量确定为350克/吨 根据以上试验结果确定了铅锌矿浮选工艺参数为：氢氧化钠调矿浆pH到9、六偏磷酸钠300g/t，硫化钠3kg/t，硫酸铜350 g/t，丁基黄药用量200g/t，2号油60g/t进行了小型闭路试验，试验流程为一粗一扫三次精选，在铅、锌给矿品位为3.54%和5.86条件下，获得了铅品位45.23%，回收率73.51%，锌品位40.56%,，回收率为76.21的浮选指标4、结论 采用硫化-胺法能够有效实现高铁泥化氧化铅锌矿的浮选回收，硫化。