Ｓｅｒｉａｌ Ｎｏ．５４９ 现代矿业 总第５４９期 ２０１５年１月第１期 Ｊａｎｕａｒｙ．２０１５ ＭＯＤＥＲＮ ＭＩＮＩＮＧ 河北某铅锌矿浮选工艺优化 窦源东 冷守全 刘念国 姜绍军 阙永航 （１．招金有色矿业有限公司；２．招远界河矿业有限公司） 摘要河北某低品位铅锌矿由于矿石性质复杂，选矿厂原生产工艺流程及药剂制度不合理， 铅、锌回收率及精矿品位偏低，经过试验及生产实践，通过对破碎浮选工艺流程改进及药剂制度优 化，铅、锌回收率比原来分别提高了９．６２个百分点和９．８８个百分点，精矿品位分别提高了５．３６个 百分点和５．８０个百分点，且选矿生产成本大幅降低，为企业创造了良好的技术指标和经济效益。 关键词铅锌矿浮选药剂制度优化工艺改造 河北某铅锌矿位于河北省，矿石品位较低，性质 构成侵蚀状态结构，而闪锌矿与黄铁矿、方铅矿接触 呈不规则他形晶粒，在矿石中呈浸染分布。由于铅、 较为复杂，氧化率较高，不利于铅锌分离。选矿厂生 产规模为１ ０００ ｔ／ｄ，选厂工艺流程与药剂制度都存 在较多的不合理之处且生产指标不理想，铅、锌元素 回收率只有７２．３％、７１．５％，精矿品位也只有 ５０．３１％、４６．８２％，严重影响了企业的经济效益，限 锌矿物赋存状态复杂，呈浸蚀状态结构，会造成铅、 锌精矿互存含量的增高，影响铅、锌分离选矿指标。 １．３粒度筛分及单体解离度分析 将原矿磨至一０．０７４ ｍｍ ６５％以下进行水筛析 分析，其结果见表２。 表２原矿水筛析分析结果 制了企业的发展¨ 。为此，针对该选厂存在的一系 列问题，通过试验分析进行了流程改进和药剂制度 优化。改进后铅、锌回收率得到了大幅提高，且降低 了生产成本，经济效益显著。 １矿石性质 １．１原矿化学多元素分析 对原矿进行化学多元素分析，其分析结果见表 １。 表１ 原矿化学多元素分析结果 ％ 一单体解离度测定表明：在磨矿细度为 ０．０７４ ｍｍ ６５％时，铅矿物全样解离度为 ０．０６ ｍｍ粒级矿物中铅、锌单体解离度高达９２％ 童 ！ 鱼里 ： 鲞 鱼量 ： ！ ： ！ ！ ： ！：！ ： ； ； ： 竺 ； ： ８３．８６％，锌矿物全样解离度为８５．７９％；在 一：！： ： ！ 注：Ａｕ、Ａｇ含量单位为ｇ／ｔ。 以上，分别占全样解离度的６３．３０％、６２．０１％，可见 由表１可知，矿石中最主要的化学组分是ＳｉＯ ， 控制好磨矿细度是改善铅、锌浮选质量指标的关键。 其次为Ａ１ ０。、ＣａＯ、Ｋ：０及Ｆｅ、Ｓ、ＭｇＯ等，有价组分 是Ｐｈ、ｚｎ，有害元素Ａｓ含量较低。 １．２矿石矿物组成及特性 ２浮选工艺改进前生产情况分析 ２．１原浮选工艺流程 原浮选工艺流程采用２段１闭路破碎、１段磨 矿石中主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿 等，脉石矿物主要有石英、绢云母、黏土矿物等。矿 样的矿物组成简单，但金属矿物赋存状态复杂，方铅 矿，磨矿细度在一０．０７４ ｍｍ ６０％左右，采用优先浮 铅工艺，浮铅采用１粗３精１扫，锌浮选采用１粗３ 矿多与闪锌矿、黄铁矿进行交代，呈港湾状、蚕食状 精２扫。铅浮选用石灰做调整剂，黄铁矿做抑制，丁 胺黑药捕收方铅矿，硫酸锌抑制闪锌矿；锌浮选硫酸 铜做为活化剂，丁黄药做锌捕收剂，具体的药剂制度 窦源东（１９７８一），男，工程师，２６５４００山东省招远市招金路 ２９８ 。 与工艺流程见图１ 。 ９１ 总第５４９期 现代矿业 ２０１５年１月第１期 祥精矿 图１铅锌浮选工艺流程 ２．２原浮选工艺存在的主要问题 选厂前期生产运行一段时间，由于矿石性质变 化较大，矿石粒度分布宽，细料含量较多，原有浮选 工艺及药剂条件不合理的问题越来越严重，生产工 艺指标不理想，其存在的主要问题如下： （１）破碎段。破碎系统细料较多且湿度大，黏 料、供料不及时，磨矿只能实现８００ ｔ／ｄ且不稳定， 造成细度不稳定，导致浮选波动，不好操作等一系列 问题。 （２）磨浮。一０．０７４ ｍｍ ６０％部分铅、锌矿物没 有解离；老式自吸搅拌式）（Ｊ．５．８型浮选机对泡沫槽 中的泡沫吸力小，容易使泡沫管内精矿沉淀，造成 “冒槽”现象；铅浮选时间较长，扫选２的富集效果 不明显，增加了运行电耗；石灰添加不均匀，调浆ｐＨ 值不稳定。２０１２年全年累计生产指标见表３。 表３改进前２０１２年全年累计生产指标 产品名称 产率 ＿ 堕 Ｐｂ ｚｎ Ａｇ （３）锌抑制剂。用单一硫酸锌对闪锌矿进行抑 制效果不好，且用量较大，势必在浮选锌的过程中加 大量的硫酸铜进行活化，且整个生产全部利用尾矿 ９２ 坝回水，水中ｚｎ 与ｃｕ 浓度较大，尾矿回水交叉 回用，严重影响目标矿物的上浮。 （４）铅精选活性碳应用。由于选用丁胺黑药作 铅捕收剂，其选择性不强，用量过多，导致３次精选中 矿浆黏度过大，药剂浓度过大，铅精矿品位难以提高， 需加大量的活性碳脱药后铅矿物再次富集，导致大量 铅矿物在中矿中循环不能刮出，形成循环负荷且生产 极不稳定，同时药剂用量过大，生产成本增加。 ３工艺流程及药剂制度优化措施 针对原有工艺流程和药剂制度两方面存在的不 合理情况，通过分析并进行了一系列选矿对比试验， 结合原有设备配置，进行了如下改进： （１）增加预选格筛，对原矿分级。矿石中含有 约２０％～３０％小于３０ ｍｍ的物料，此部分细料仍然 进破碎，影响了破碎能力。增加预选格筛，筛上产品 进入颚式破碎机，筛下产品堆放在原矿场通过皮带 直接给到粉矿仓。增加预选格筛不但提高了处理量 稳定了生产，同时降低了破碎设备的生产强度和生 产单耗。 （２）磨矿细度。提高磨矿细度至一０．０７４ ｍｍ ６５％以上。 （３）浮选流程改进。将选铅流程的２段扫选作 业改为１段扫选作业，在回收率不受影响的情况下 可节电约２２ ｋＷｈ；将老式自吸搅拌式Ⅺ－５．８型浮 选机的精矿管分别接到２个浮选机上，增大吸浆能 力，减少精矿泡沫沉淀引起的“冒槽”现象。 （４）药剂制度优化。捕收剂采用选择性较强的 乙硫氮，不再加活性碳；锌抑制剂采用ＺｎＳＯ ＋ Ｎａ ＳＯ。组合抑制，经过试验指导生产，大大降低了 药剂用量并起到了很好的作用；由于锌抑制剂用量 的降低，ＣｕＳＯ 用量大幅降低，有效的降低了矿浆抑 制剂、活化剂的离子浓度，改善了浮选环境 ；取消 活性碳的添加。通过一系列的优化措施，生产指标 有了极大的提高，且大幅度降低了生产成本。改进 后生产指标见表４。 表４改进后２０１３年全年累计生产指标 产品名称产率—Ｐｂ—／—％—Ｚ』生ｎ／ ％Ａ—ｇ／一（ｇ／ｔ） 旦 圣 Ｐｂ Ｚｎ Ａｇ ４优化后经济效益 ２０１２年河北某铅锌矿矿石年处理量为１８万ｔ， 铅、锌回收率分别为７２．８７％、（下转第１ ９０页） 总第５４９期 现代矿业 ２０１５年１月第１期 ６～０ ｍｍ并筛去一０．１５ ｍｍ粒级，在同一磨矿条件 下进行不同磨矿时间试验，然后测定新生成 ０．０７６ ｍｍ粒级含量，取２种矿样磨到一０．０７６ ｍｍ 一缸 吕 吕 卜 粒级含量为５０％时的时间之比为Ｋ 磨到一０．０７６ ｍｍ含量７０％时所用的时间之比为Ｋ 。，计算出矿石 的相对可磨度。试验结果见表３、图１、图２，相对可 ９ ０ Ｉ臻 磨度综合对比结果见表４。 表３ ６一Ｏ ｉｎｉｎ在不同磨矿时间新生成 一磨矿时间／ｍｉｎ 图２攀枝花原矿与攀枝花辊磨后矿相对可磨度测定曲线 ％ ０．０７６ ｍｍ粒级含量 ・一攀枝花原矿；・一攀枝花辊后矿 矿样—不同磨矿时间下一０．０７６ ｍｍ粒级含量 —０ ０ ０ 表４相对可磨度综合对比结果 ０ ｍｉｎ ２ ｍｉｎ ４ ｍｉｎ ７ ｍｉｎ １０ ｍｉｎ １３ ｍｉｎ 攀枝花原矿攀枝花辊后矿密地矿８．４６ １６．８８ ２８．８２ ３８．７６ ４６．１８ １４．０２ ２７．１２ ３９．９０ ５０．６６ ５７．０８ ９．４１ １８．１８ ３０．１０ ４０．４０ ５０．８６ 矿样攀枝花原矿 攀枝花辊后矿密地矿 —不同磨矿时间下一０．０７６ ｍｍ粒级含量 — １６ ｍｉｎ １９ ｍｉｎ ２２ ｍｉｎ ２５ ｍｉｎ ２８ ｍｉｎ ３１ ｍｉｎ ５０．６６ ５６．Ｏ２ ５９．１２ ６２．８８ ６９．７８ ７６．２８ ６４．４８ ６７．１８ ６９．７２ ７３．５０ ７７．９４ ８１．８２ ５７．５４ ６４．６２ ６８．１４ ７Ｏ．ｏ６ ７４．６６ ７７．０９ ４ 结语 攀枝花某钒钛磁铁矿高压辊磨试验粒度筛分对 比结果表明，原矿经过高压辊磨机后，细粒级含量大 幅度提高，可以筛分出合格粒级，降低了球磨人料 量，符合“多破少磨”的选矿思想；由相对可磨度测 定可知，攀枝花原矿和高压辊磨后矿样，在入磨粒度 为６～０ ｍｍ时，相对可磨度系数Ｋ∞和Ｋ 。分别为 删 《ｍ ｇ Ｅ ０ Ｉ １．５４和１．４２，说明经高压辊磨后磨矿效率可显著提 高，攀枝花原矿较密地矿难磨；同时为金属矿山引进 高压辊磨机提供了参考依据。 磨矿时『司／ｍｉｎ 图１ 攀枝花原矿与密地矿相对可磨度测定曲线 ＿一攀枝花原矿；・一密地矿 参考文献 由表４可知，攀枝花矿样入磨粒度为６～０ ｍｍ 时，经高压辊磨机处理后的产品磨矿效率大大提高， 相对可磨度的Ｋ 。和Ｋ 。分别为１．５４和１．４２，节约 了球磨的能耗。 ［１］ 杨任新．应用高压辊磨机的红格钒钛磁铁矿选矿工艺研究 ［Ｊ］．金属矿山，２０１１（２）：４７－５１． ［２］ 王运敏，田嘉印，王化军，等．中国黑色金属矿选矿实践［Ｍ］． 北京：科学出版社，２００８． （收稿日期２０１４．１１．１６） （上接第９２页）７１．３２％；改进后２０１３年选矿厂全年 处理量为２６万ｔ，铅、锌回收率分别提高到 ８１．９２％、８１．３８％；铅金属按１１ ５００：Ｔｃ／ｔ（扣去冶炼 费用），锌金属按９ ０００ ｔ（扣去冶炼费用）进行计 算，锌精粉年增加效益４９５万元，铅精粉年增加效益 ３２４．３万元；选矿成本２０１２年全年平均为７８．０４ 个浮选指标得到了明显好转，铅、锌回收率分别达到 了８１．９２％，８１．３８％，回收率有了显著提高，同时选 厂成本下降，企业年可增加经济效益１ ２１５万元，经 济效益显著。 参考文献 ｔ，生产工艺进行全面改造后，动力成本、药剂成 本等有了大幅下降，２０１３年全年选矿成本为６２．７８ ｔ，比２０１２年下降了１５．２６ 本３９６万元。 ［１］ 薛亚洲，王海军．我国铅锌矿资源综合利用现状［Ｊ］．中国矿 业，２００３（８）：９－１４． ｔ，年可节约选矿成 ［２］ 戴惠新，王春秀．低硫铅锌矿选矿工艺的研究［Ｊ］．广东有色金 属学报，２００１（５）：１７－２０． ［３］ 胡熙庚．有色金属硫化矿选矿［Ｍ］．北京： 台金工业出版社， １９８７． ５ 结】９０ 语 河北某铅锌矿浮选工艺及药剂制度优化后，整 （收稿日期２０１４－ｌ１一ｌ６）
