沈衛(wèi)衛(wèi)，趙業(yè)雄，李　峰

(烏恰縣金旺礦業(yè)發(fā)展有限責任公司，新疆 烏恰 845450)

烏拉根鉛鋅礦選礦工藝優(yōu)化和生產(chǎn)實踐

沈衛(wèi)衛(wèi)，趙業(yè)雄，李峰

(烏恰縣金旺礦業(yè)發(fā)展有限責任公司，新疆 烏恰 845450)

摘要：針對烏拉根鉛鋅礦低品位混合礦選礦工藝中存在問題，通過破碎篩分粒度、鋼球配比、藥劑制度、強攪拌濃漿浮選、粗磨粗選—鋅粗精礦分級再磨再選和鉛精選流程6個工藝方面的優(yōu)化改造，解決了原流程中鉛鋅回收率低、鋅精礦含硅高等問題，使生產(chǎn)工藝更穩(wěn)定高效，實現(xiàn)了在原礦鉛品位0.30%、鋅品位2.81%和鋅氧化率23.61%條件下，獲得鉛精礦品位52.19%、鉛回收率83.17%、鋅精礦品位56.56%、鋅回收率75.58%、鋅精礦含二氧化硅3.93%的優(yōu)異選礦指標。

關鍵詞：鉛鋅礦選礦；藥劑制度；濃細度；粗磨粗選；工藝優(yōu)化

烏拉根鉛鋅礦是新疆日處理規(guī)模最大的鉛鋅礦，礦石類型為低品位硫化礦和氧化礦混合型礦石，礦石比較難選。兩年來，通過對選礦技術工藝進行試驗優(yōu)化和生產(chǎn)改造實踐，處理混合礦的選礦技術日趨成熟，選礦指標逐年變好。本文從6個工藝方面總結了烏拉根鉛鋅礦選礦技術與生產(chǎn)實踐，對推進我國混合型鉛鋅礦選礦技術進步和我國混合鉛鋅礦山的高效開發(fā)利用具有重要借鑒意義。

1礦石性質

該礦石屬砂礫巖型，主要金屬硫化物有方鉛礦、閃鋅礦，次為黃鐵礦，氧化礦物主要是菱鋅礦和白鉛礦，以及少量的磷氯鉛礦。脈石礦物以石英為主，次為鉀長石、斜長石，還有少量的碳酸鹽和黏土礦物。礦石中主要化學成分的分析結果見表1，礦石中鉛、鋅的化學物相分析結果見表2和表3。

化學分析結果表明，礦石中主要有價回收元素為Pb和Zn，品位分別為0.32%和2.86%；物相分析結果表明，礦石鋅礦物氧化率達28.12%，鉛氧化率21.87%。

2工藝流程及指標

2.1設計流程及指標

設計流程是針對入選礦石全部為硫化鉛鋅礦設計的，設計流程圖見圖1[1]，設計處理能力5000t/d，原礦鉛品位0.90%、鋅品位2.57%，鉛金屬回收率92.00%，鋅金屬回收率90.50%。投產(chǎn)后，處理的原礦石主要為混合鉛鋅礦，少部分為氧化鉛鋅礦(氧化率35%左右)，2013年8月份開始，處理礦石全部為混合鉛鋅礦，生產(chǎn)過程中出現(xiàn)以下問題。

表1　礦石中主要化學成分的分析結果

注：Au、Ag、Ga 的單位為g/t。

表2　鉛的化學物相分析結果

*注：其他鉛包括菱鋅礦、褐鐵礦中的鉛。

表3　鋅的化學物相分析結果

*注：其他鋅包括褐鐵礦和鋅明礬中的鋅。

圖1　烏拉根鉛鋅礦硫化礦設計選礦流程圖

1)碎礦作業(yè)設備破碎效率差，因粒度組成的變化，無法實現(xiàn)擠滿給礦。

2)球磨工藝磨礦細度差，-0.074mm僅占38.51%，造成鉛鋅回收率差，鋅精礦含硅高，其中鉛回收率62.36%，鋅回收率62.30%，鋅精礦含硅14.50%。

3)鉛原礦品位低，原礦鉛品位0.20%～0.30%，鉛粗選泡沫質量雖然較好，但是鉛礦物在精選階段易“脫落”，造成鉛精礦品位高回收率差，鉛精礦鉛品位達65%～75%，鉛回收率為50%～55%。

4)鋅粗選泡沫質量差，鋅掃選鋅泡沫多而實，鋅礦物后串嚴重。

5)浮選作業(yè)浮選槽內礦漿粒級分布不均勻，礦石沉槽嚴重。

6)藥劑用量大，丁基納黃藥用量達160g/t，松醇油用量達55g/t，造成目的礦物與脈石礦物分離比較困難。

2.2現(xiàn)有生產(chǎn)工藝流程

烏拉根鉛鋅礦選礦工藝流程經(jīng)過一系列優(yōu)化和改造后的流程圖見圖2，該工藝流程的優(yōu)點如下所示。

1)通過調整粗、中、細碎設備排料口尺寸和圓振篩篩孔尺寸，碎礦作業(yè)實現(xiàn)“擠滿給礦”，設備利用率提高，圓振篩篩下產(chǎn)物-8mm粒級占87.62%。

圖2　烏拉根鉛鋅礦優(yōu)化后的混合礦選礦流程圖

2)實現(xiàn)“細磨小球”工藝，鋼球配比調整為Φ80mm鋼球與Φ60mm鋼球1∶1添加和旋流器給礦壓力增大至0.08MPa，磨礦細度有較大提高，分級溢流細度由-0.074mm占38.51%提高到-0.074mm占46.17%。

3)實現(xiàn)鉛礦物“早收快收”，減少精選次數(shù)，鉛精選由三次精選調整為兩次精選，避免目的礦物脫落，提高鉛回收率。

4)實現(xiàn)充分活化閃鋅礦，提高閃鋅礦浮游速度，藥劑制度實現(xiàn)“饑餓式加藥”，減少對非目的礦物的作用。

5)實現(xiàn)了礦漿強攪拌和濃漿浮選，浮選濃度38%～41%，浮選過程中礦石粒級分布均勻，減少目的礦物浮游干擾因素。

6)浮選作業(yè)實現(xiàn)了粗磨粗選，鋅粗精礦再磨再選，產(chǎn)量由設計的5000t/d提高至6500t/d，節(jié)約能耗。

2.3生產(chǎn)指標

選礦廠自投產(chǎn)以來的生產(chǎn)指標見表4，從表4可以看出，通過一系列的改造和優(yōu)化，選別指標有較大提高。

表4　選礦廠生產(chǎn)指標/%

3生產(chǎn)實踐及效果

3.1優(yōu)化破碎作業(yè)

碎礦及磨礦均屬于選礦前的準備作業(yè)，因處理物料的粒度范圍不同，作用力的形式不同，其破碎的效率也大不相同。從能耗的規(guī)律分析，粗碎的能耗與破碎比的對數(shù)成正比，而細磨的能耗則與破碎比減1成正比，二者幾乎相差一個數(shù)量級[2-4]。

烏拉根鉛鋅礦選礦廠設計破碎作業(yè)主要設備均為進口美卓設備，粗、中、細碎設備分別為C110、HP300和HP500，圓振篩型號為2YKR3060。投產(chǎn)后發(fā)現(xiàn)，原礦粉礦多，粒級分布不均勻，-12mm占60.11%，圓振篩下篩網(wǎng)孔徑為14mm×14mm，圓振篩篩下-8mm產(chǎn)物占83.96%，篩上產(chǎn)物產(chǎn)率小，造成HP500作業(yè)負荷低，無法實現(xiàn)擠滿給礦，并且HP300受原礦粉礦多的影響，造成破碎機無“擠壓”空間，無法實現(xiàn)擠滿給礦。后把C110排礦口由120mm改為130mm，HP300排料口有52mm改為56mm，HP500排料口有30mm改為36mm，圓振篩下篩網(wǎng)孔徑由14mm×14mm改為12mm×24mm，粗碎腔內給礦滿足1/2～2/3，中細碎設備均實現(xiàn)給滿給礦，篩下產(chǎn)物-8mm達到87.62%，實現(xiàn)了“多碎少磨”。

3.2優(yōu)化磨礦制度

磨機內鋼球粒度特性是影響球磨機磨礦細度的重要因素，經(jīng)流程考察發(fā)現(xiàn)，溢流型球磨機MQY3660處理量為6000t/d時，球磨機入料-8mm占85%左右，+10mm粒級只有3%～5%，-0.074mm占11.07%，礦石易碎難磨，而磨機排礦中-0.074mm僅占19.32%，磨礦效果差。

磨礦過程中磨礦介質的尺寸要求比較高，其次是介質種類及配比的影響。介質尺寸過大則破碎力過大，容易產(chǎn)生過粉碎，導致細粒團聚及絮凝現(xiàn)象的發(fā)生，且在磨機相同的充填率下介質尺寸大則個數(shù)小，對礦石打擊或研磨概率小，粗粒級相應增加[5]。細磨以磨剝作用為主，而沖擊作用較小，由于磨剝作用與介質的表面積有關，因此要求細磨介質在能夠提供足夠的研磨力的基礎上，盡可能地提高研磨面積，而提高研磨面積必須降低介質尺寸[5-6]。

根據(jù)“球徑公式”和“細磨小球”原則，為增加球磨機內鋼球比表面積，鋼球添加配比制度由原來的Φ80mm鋼球為主，偶爾添加Φ100mm鋼球，球磨機排礦細度-0.074mm占19.35%；變?yōu)棣?0mm鋼球與Φ60鋼球2∶1添加，后又改為Φ80mm鋼球與Φ60mm鋼球1∶1添加，有效的降低鋼球失圓率，球磨機排礦細度-0.074mm占22.24%，一段球磨分級溢流細度-0.074mm占45.86%。

隨著產(chǎn)量達到6500t/d，為穩(wěn)定旋流器的給礦壓力，Φ660×6旋流器組沉沙嘴口徑由Φ110mm改為Φ130mm，旋流器組改“用5備1”為“用4備2”或用“3備3”，根據(jù)礦量適當調節(jié)，可穩(wěn)定旋流器給礦壓力在0.08MPa以上[7]，一段球磨分級溢流細度-0.074mm占46.17%。

3.3優(yōu)化藥劑制度

設計中活化劑硫酸銅采用的是集中加藥，加入鋅粗選第一個攪拌槽，攪拌時間2min，生產(chǎn)中發(fā)現(xiàn)，鋅粗選泡沫較脆，鋅掃選泡沫密而實，“鋅礦物”后串現(xiàn)象嚴重。基于硫酸銅活化閃鋅礦的作用機理[8-9]，經(jīng)試驗驗證，硫酸銅活化時間需要延長，并把加藥方式由集中加藥，改為分點加藥，分批活化，分批浮選，鋅掃選添加硫酸銅50～60g/t，鋅精Ⅰ添加硫酸銅20～30g/t，鋅回收率提高8.13%。

2013年5月礦量提升至5500t/d，鋅精礦含硅明顯升高，達12%～16%，經(jīng)分析認為捕收劑和起泡劑易增加含泥硅酸鹽礦物在泡沫中的“夾雜”，為減少泡沫粘度和“夾雜”現(xiàn)象，應降低捕收劑和起泡劑用量。并且根據(jù)硅酸鹽浮選原理，陰離子捕收劑對硅酸鹽礦物具有一定的捕收作用[10]，將丁基鈉黃藥用量有設計的200g/t降低至70g/t，松醇油由設計的55g/t降低至30g/t，鋅精礦中二氧化硅含量從12%～15%下降到7%～9%。

3.4強化攪拌強度，提高浮選濃度

3.4.1優(yōu)化浮選機葉輪直徑，增加攪拌強度

設計的磨礦細度-0.074mm占52.98%，浮選入選濃度是28%，浮選機型號為BF-24，葉輪直徑Φ850mm，2012年10月生產(chǎn)調試后發(fā)現(xiàn)，浮選槽沉礦嚴重，浮選槽內礦漿不同深度的濃度差別很大，浮選槽內礦漿懸浮狀態(tài)差，未能為有用礦物顆粒上浮提供前提條件，在距離泡沫溢流堰下方300mm、600mm、900mm、1200mm、1500mm處分別取樣測濃度，發(fā)現(xiàn)礦漿濃度變化區(qū)間為19.67%～32.52%。將浮選機葉輪由Φ850mm變?yōu)棣?20mm，礦漿內浮選濃度分層程度變小，濃度變化區(qū)間僅為28.84%～31.15%，改造前后結果見圖3，從圖3可以看出，改造后礦漿基本混合均勻，改造后鉛鋅浮選指標明顯改善，鉛回收率提高9.08%，鋅回收率提高4.66%。

圖3　葉輪直徑在Φ920mm和Φ850mm條件下浮選槽內不同深度礦漿濃度

3.4.2提高浮選濃度

試驗發(fā)現(xiàn)，浮選濃度由25.12%提高到40.79%，鉛回收率提高0.13%，鋅回收率提高1.57%，鋅精礦含硅降低2.30%，生產(chǎn)實踐后，鋅回收率提高5.23%，鉛回收率無變化，鋅精礦含硅下降1.02%，并且礦漿內粒級分布均勻，表5是礦漿濃度為25%和39%時浮選槽內的礦漿粒度分布，分析后發(fā)現(xiàn)，高濃度礦漿粘度變大，礦漿在浮選槽內分布更加均勻，浮選時間變長，礦漿不容易分層，經(jīng)工業(yè)生產(chǎn)實踐確定浮選濃度為38%～41%。

表5　礦漿濃度為25%和39%條件下浮選槽內不同深度粒級分布/%

3.5粗磨粗選—鋅粗精礦分級再磨再選

烏拉根鉛鋅礦磨浮工藝流程設計采用一段閉路磨礦，鉛鋅依次優(yōu)先浮選，按照設計的流程生產(chǎn)后，隨著產(chǎn)量的不斷提高，鋅精礦含二氧化硅不斷提高，最高時達16%，影響銷售。流程考察發(fā)現(xiàn)，鋅精礦中閃鋅礦粒度約0.02～0.20mm，主要集中在0.10mm左右，大部分為已單體解離，解離度約87.9%；磨礦細度-0.074mm占46.17%條件下，鋅粗選作業(yè)可以把鋅目的礦物回收95%，但是精選獲得的鋅精礦含硅高，解離度差，未解離顆粒主要與含硅脈石呈簡單接觸連生。經(jīng)試驗發(fā)現(xiàn)鋅粗精礦分級再磨再選鋅后，鋅精礦含硅能下降2個百分點，為此考慮鋅粗精礦再磨再選，2014年6月份建好后進行調試，7月1日生產(chǎn)進入穩(wěn)定狀態(tài)，鋅精礦含硅從8%左右下降到4%左右，鋅回收率從69.99%提高到75.58%，實現(xiàn)粗磨粗選—鋅粗精礦再磨再選。

3.6減少鉛精選次數(shù)

烏拉根鉛鋅礦主要的硫化鉛礦物是方鉛礦，自然可浮性好，但是在浮選過程中受原礦品位低的影響，鉛粗選泡沫層薄，刮量不易控制，并且鉛精礦-0.074mm僅占46.24%，造成沒有及時刮出的粗顆粒方鉛礦受自身重力及藥劑影響后再次浮游性能下降。根據(jù)“早收快收”原則，把鉛精選3次數(shù)優(yōu)化為精選2次，減少方鉛礦在流程中的浮游次數(shù)，鉛回收率由73.55%提高到83.17%，鉛精礦品位由51.72%提高到52.19%。

4結論

1)優(yōu)化破碎篩分作業(yè)粒度實現(xiàn)”擠滿給礦”和增加磨礦作業(yè)鋼球的小球比例實現(xiàn)了“多碎少磨”的破磨作業(yè)制度，有效提高了生產(chǎn)效率，生產(chǎn)過程更加穩(wěn)定。

2)調整鉛鋅選礦浮選作業(yè)流程及藥劑制度，通過降低浮選藥劑用量、增強浮選的攪拌強度，實行濃漿浮選，并通過鋅粗精礦分級再磨再選和減少鉛精選次數(shù)，大大提高了鉛鋅精礦品位及回收率。在原礦鉛品位0.30%、鋅品位2.81%和鋅氧化率23.61%條件下，可獲得Pb品位52.19%、回收率83.17%的鉛精礦，Zn品位56.56%、回收率75.58%的鋅精礦，鋅精礦含二氧化硅3.93%。

3)烏拉根鉛鋅礦選礦工藝實現(xiàn)了采用“多碎少磨-階段磨礦階段選別”工藝流程，提高了鉛鋅回收率、鉛鋅精礦品位和經(jīng)濟效益。

參考文獻

[1]巫鑾東.烏拉根硫化鉛鋅礦浮選工藝研究[J].礦業(yè)研究與開發(fā)，2011 (1)：43-46.

[2]肖慶飛，羅春梅，石貴明，等.多碎少磨的理論依據(jù)及應用實踐[J].礦山機械，2009(21)：51-53.

[3]伏雪峰，張長久，梁曉峰.多碎少磨提高磨礦效率的機理探討[J].礦業(yè)工程，2005 (3)：20-21.

[4]王紹平.近年來我國選礦技術發(fā)展回顧[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2010(6)：101-102.

[5]段希祥，曹亦俊.球磨機介質工作理論與實踐[M].北京：冶金工業(yè)出版社，1999：96-97，158.

[6]夏恩品，董為民，陳洪，等.球磨機磨礦介質配比的試驗研究[J].礦山機械，2010(1)：82-84.

[7]汪勇，莊故章，周韶，等.給礦濃度和入口壓力對水力旋流器分級效率的影響[J].礦冶，2012 (1)：84-85.

[8]羅思崗.應用分子力學法研究銅離子活化閃鋅礦作用機理[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2012 (3)：7-9.

[9]沈衛(wèi)衛(wèi)，萬玲，劉曉瑋.烏拉根硫化鉛鋅礦提高鋅回收率的試驗研究[J].有色金屬：選礦部分，2014 (2)：12-15.

[10]孫傳堯，印萬忠.硅酸鹽礦物浮選原理[M].北京：科學出版社，2001：223-228.

Technological optimization and practice of mineral processing technology in Wulagen lead-zinc mine

SHEN Wei-wei，ZHAO Ye-xiong，LI Feng

(Wuqia Jinwang Mineral Development Co.，Ltd.，Wuqia 845450，China)

Abstract:Aiming at the problems of low-grade lead-zinc mixing ore during mineral separation in Wulagen lead-zinc mine，six aspects technological optimization and remould were used，including the size of crushing and screening，ball added ratio，pharmacy system，stirring thick paste flotation heavily，coarse roughing and concentrating-zinc rough regrinding and reelection under grading and lead selection process.The problem of low lead recovery rate and low zinc recovery rate and zinc concentrate containing high silicon is solved，making the producing process is more stable and efficient.It achieves the excellent separating index of 52.19% lead concentrate grade，lead recovery of 83.17%，56.56%zinc concentrate grade，zinc recovery of 75.58% and 3.93% silica contained in zinc concentration，under 0.30% grade lead，2.81% zinc grade and 23.61% zinc oxide rate conditions in the ore.

Key words：lead zinc mineral separation；pharmacy system；concentration fineness；coarse roughing；process optimization

收稿日期：2015-03-20

作者簡介：沈衛(wèi)衛(wèi)(1986-)，男，選礦工程師，從事選礦工藝研究和現(xiàn)場管理工作。E-mail：shouxinshoumeng@163.com。

中圖分類號：TD952

文獻標識碼：A

文章編號：1004-4051(2016)03-0112-05