快速分支浮选工艺研究与应用

    摘要：根据矿石中方铅矿、闪锌矿上浮速度的差异，采用快速分支浮选工艺，可减少矿物的总浮选时间和作业循环量，提高铅锌金属回收率，达到节能降耗、提高经济效益的目的。实施新工艺流程后，选矿厂铅锌回收率分别提高1.05％和0.76％，浮选总容积减少24.7％，电力单耗下降约6.52kW·h。药剂成本下降4.617元/t，综合经济效益达1300万元/a。

  关键词：快速分支；上浮速度；浮选时间；不均匀嵌布

  中图分类号：TD952．1  文献标识码：A  文章编号：1671-9492(2006)06-0001-05

  凡口铅锌矿投产于1968年，目前已成为年处理原矿120多万t，生产铅锌金属15万t、标准硫精矿(折合)50万t的特大型铅锌矿山。凡口矿选矿厂在生产建设和发展过程中，依靠选矿技术进步，先后采用过十多种工艺流程，其主系统分别于2000年和2001年采用了快速分支浮选工艺，生产能力均为2050t/d。

    凡口矿矿石类型主要为复杂的致密状硫化铅锌矿，主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，含量约占60％(其中黄铁矿含量高达40％)；银矿物主要是银黝铜矿和深红银矿，伴生于铅锌矿物中；脉石矿物为石英、方解石和白云石等。各种矿物的共生关系非常密切，溶蚀交代现象比较严重，在黄铁矿、闪锌矿和脉石矿物的间隙或裂隙中充填着细粒方铅矿。矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿呈中细粒不均匀嵌布，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。

  本项目试验矿样取自选矿厂粉矿仓前的运输皮带，与当时的生产原矿同步，粒度为-15mm，主要元素含量依次为铅4.75％、锌9.85％、铁22.25％、硫27.35％。

    根据凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，原矿磨至-74μm占85％时，各有用矿物已大部分单体解离的特点，在短时间内将大部分粗粒、易浮的铅锌金属矿物快速

分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿，减少已解离矿物的过粉碎和不必要的作业循环量；剩余铅锌矿物通过常规浮选回收，并通过强化中矿再磨来提高单体解离度，以达到减少浮选机总容积、降低生产成本和提高铅锌金属回收率的目的。

    将试验原矿磨至细度为-74μm占85％，加人石灰作为矿浆的pH调整剂，以FK01为捕收剂、松醇油为起泡剂，经石灰用量、FK01用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行铅粗选浮选速度试验以确定不同方铅矿颗粒的上浮速度(试验流程见图1、结果见图2)。

  试验结果表明，大部分铅矿物的可浮性很好，刮泡1min铅粗精矿的回收率为71.72％、品位达29.10％；刮泡2min的回收率高达84.16％、品位下降为24.24％；随着浮选时间的延长，铅品位持续下降，锌和铁品位有所上升，铅金属回收率的增幅趋缓，刮泡5min铅的回收率为91.10％、品位为17.72％。试验还表明，在高碱条件下方铅矿的可浮性最好，黄铁矿的可浮性次之，部分黄铁矿的上浮速度较快，未活化闪锌矿的可浮性最差。

  选铅尾矿补加石灰1000g/t，以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂。通过 CuSO₄用量、丁基黄药用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行锌粗选浮选速度试验以确定不同闪锌矿颗粒的上浮速度(试验结果见图3)。

  试验表明，大部分闪锌矿的可浮性很好，刮泡1min锌粗精矿的回收率为50.63％、品位高达51.30％；刮泡2min的回收率可达65.45％、品位为50.51％，保持在50％以上；随着浮选时间的延长，锌粗精矿品位下降平缓，金属回收率持续上升，刮泡5min锌的回收率为75.18％、品位为45.83％。

    根据图2铅粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验铅快速粗选的浮选时间为2min，其粗精矿经两次快速精选后，可获得品位高达70．55％的快速浮选铅精矿(含锌1.90％)，回收率为55.59％。试验流程见图4。

    试验还表明，不同的粗选药剂制度，在铅精选作业中有显然不同的选择性，通过铅粗精矿指标难以预测快铅精矿指标。在铅快速精选中加入少量的捕收剂，高铅精矿的品位有所下降，而铅的回收率则有所提高；石灰用量较多时可提高铅精矿的品位，而回收率变化不大。

此外，有机抑制剂—DS对黄铁矿有强烈抑制作用，其用量增加时铅精矿品位有所提高，但使用量过大时会抑制铅、铁连生体，铅的回收率下降。

   人选原矿经2min铅快速粗选后，补加10g/t的 FK01进行铅的常规粗选，时间为4min。铅粗选泡沫含有大量的铅铁和铅锌连生体，必须再磨以提高单体解离度，其细度要求为-40μm占90％。试验表明，在相同的药剂条件下，随着再磨细度的提高，铅精选泡沫的品位也相应提高，但过高的磨矿细度又会引起铅回收率的下降。

     铅粗选泡沫再磨至-40μm占90％后，经三次常规开路精选可获得品位为64％的铅精矿(含锌2.9％)，回收率为6.69％。试验流程见图4。

    根据图3锌粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验锌快速粗选的浮选时间为2min。锌快速粗选泡沫的品位一般可达50％，不加任何药剂直接进行一次快速精选，其泡沫品位高达59.4％、回收率为37.5％；在锌快速浮选粗泡加入石灰1OOOg/t、硫酸铜25g/t后进行一次快速精选，泡沫品位虽略有下降，但仍可获得品位为57.30％、含铅0.66％的优质锌精矿，其回收率为48.68％。试验流程见图5。

试验表明，矿石中绝大部分闪锌矿是易浮的，在小型闭路循环中，大约占总金属量70％的锌矿物可通过快速浮选产出。

    选铅尾矿经2min锌快速粗选后，补加10g/t的丁基黄药进行锌的常规粗选，时间为3min。锌粗选泡沫含锌一般为20％左右，经两次常规开路精选可获得品位为55％的锌精矿(含铅为0．95％)，回收率为781％。试验流程见图5。

试验表明，在不同的锌快速粗选、常规粗选条件下，锌精选给矿的锌品位有一定的波动，但经过两次精选后，最终锌精矿的品位还是较理想的。

    本课题在完成条件试验的基础上，安排了开路试验，并根据开路试验结果进行了闭路试验。通过闭路试验可获得品位为66.73％的快铅精矿、回收率为
67.97％，品位为56.93％的快锌精矿、回收率为72.19％；常规浮选部分的铅精矿品位为57.18％、回收率为18.62％，锌精矿品位为54.39％、回收率为22.55％。试验流程见图6，试验指标见表l。

    快速分支浮选工艺小型试验取得成功后，凡口铅锌矿于1999年11月18 Et至2000年1月12日进行了半工业试验，并根据半工业试验成果组织了选矿厂主系统工艺流程改造设计。2000年2月1日，设计部门完成了流程改造的施工图设计。2000年2月26日，选矿厂完成了系统改造任务并试水成功。2000年2月28日早班，选矿厂I系统复产，工业试验开始。经过近两个多月的努力，试验取得了圆满成功。

    工业试验结束后，快速分支浮选工艺流程即交付生产使用。经过三年多的应用与完善，新工艺在提高铅锌指标、节能降耗及减少作业循环量上具有明显的优势。新工艺与原工艺生产指标对比见表2。

快速分支浮选新工艺综合应用了凡口铅锌矿三十多年的选矿实践经验和技术成果，并参照最新的现代选矿理论进行了创新。该流程交付生产使用以来，显著地提升了选矿技术经济指标，年增经济效益可达1300万元。

与原高碱细磨优先浮选工艺相比，快速分支浮选工艺铅锌金属的理论回收率分别提高了0.36％和0.41％，降低铅精矿含锌0.8％。此外，减少浮选作业循环量和金属流失后，提高铅实际回收率0.69％、锌实际回收率0.35％。

    实施新工艺流程后，选矿厂两个主系统浮选机容积由1028．8m3下降到774．8m3，下降了24.7％；浮选机总安装功率由3144kW下降到2480kW，减少了664kw。由于系统装机功率的减少及作业循环负荷的降低，选矿厂处理每吨原矿的磨矿浮选电力单耗由35.OOkW·h下降到28.48kW·h，显著地节约了电力成本。

此外，使用新工艺的药剂成本与原工艺相比亦下降明显，根据选矿厂药剂实际消耗统计资料，单位选矿药剂成本由18.848元/t下降至14.231元/t。

    实施快速分支浮选工艺所带来的显著社会效益主要体现在如下几个方面：

    (1)减少金属流失，可充分利用现有的矿产资源，为国家多回收和利用铅锌金属；

    (2)电力消耗下降，有利于缓解我国目前供电不足的矛盾；

    (3)药剂单耗下降，有利于矿山企业进行环境保护；

    f41浮选流程缩短，可减少固定资产的占用，有利于加快国有资产的周转。

经过多年的应用实施表明，快速分支浮选工艺具有技术先进，流程简单，药剂用量少，分选指标高，对不同类型铅锌硫化矿适应性强，稳定性好，环境污染少等显著优点，在国内外具有极大的推广价值。

    1．凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。

    2．原矿磨至-74μm占85％时，大部分有用矿物已单体解离，粗粒、易浮的铅锌矿物可在短时间内快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿。

    3．快速分支浮选工艺有利于减少有用矿物的总浮选时间，降低中间作业的循环量，缩短浮选流程。

    4．工业应用表明，快速分支浮选工艺有效地贯彻了能出早出、快出的思想，避免已解离矿物的过粉

碎，提高了铅锌金属的回收率；减少浮选作业的中间循环量，节省了大量的电力成本和药剂成本。

参考文献[1]戴晶平，杨钊雄，刘侦德，等．凡口铅锌矿选矿工艺流程沿革及技术特点．有色金属，1998(增刊)：24～34．

[2]凡口铅锌矿科研处选矿研究室．复杂铅锌矿快速分支浮选工艺试验研究报告[R]．2000．

[3]中金岭南凡口铅锌矿．复杂铅锌矿快速分支浮选新工艺业试验报告[R]．2001．

ABSTRACT：It can reduce the total time of floatation and processing circuit quantity, increase lead-zinc metal recovery  ratio,  achieve  saving  energy  source  and  enhancing  economic  benefit  by  adopting  speediness embranchment floatation technics which based on the floatation speed difference of galena and blende in ore. After actualizing new technics flow, the preparation plant lead-zinc metal recovery ratio had been increased 1.05% and 0.76%, total floatation volume was reduced 24.7%, and electrical power consumption cut down about 6.52kW.h, raw ore processing reagents cost descended RMB 4.617/t, the synthesizing economic benefit reached RMB 13 million/a.

KEYWORDS:  speediness  embranchment; floatation  speed; time  of floatation; misproportion dissemination