丹寨县某铅锌矿选矿试验

陈丽荣 张周位 杨国彬

(1.贵州省地质矿产中心实验室，贵州 贵阳 550000；2.贵州省贵金属矿产资源综合利用工程技术研究中心，贵州 贵阳 550000)

丹寨县某铅锌矿选矿试验

陈丽荣1,2张周位1,2杨国彬1,2

(1.贵州省地质矿产中心实验室，贵州 贵阳 550000；2.贵州省贵金属矿产资源综合利用工程技术研究中心，贵州 贵阳 550000)

为给丹寨县某硫化铅锌矿石的开发利用提供技术依据，在对矿石进行工艺矿物学研究基础上，采用优先浮铅再浮锌流程进行了铅锌选矿试验。结果表明，在磨矿细度为-0.074 mm占80%，铅粗选CaO用量为2 500 g/t、ZnSO4+Na2SO3为1 500+1 000 g/t、乙硫氮+丁铵黑药为10+10 g/t、2#油为18 g/t，锌粗选CuSO4用量为600 g/t、丁基黄药用量为130 g/t情况下，采用1粗1精1扫浮铅、1粗1精2扫浮锌、中矿顺序返回流程处理该矿石，获得了铅品位为48.72%、含锌4.95%、铅回收率为89.21%的铅精矿，以及锌品位为45.89%、含铅0.72%、锌回收率为82.42%的锌精矿。

硫化铅锌矿 抑锌浮铅 优先浮选

硫化铅锌矿石一般都具有共生关系密切、嵌布粒度细和相互包裹程度高等特点。因此，在选矿过程中充分实现铅锌矿物的单体解离是实现铅锌分离的关键环节[1-2]。

黔东南地区是我国主要铅锌矿产地之一，蕴藏着十分丰富的复杂难选铅锌多金属资源，开发利用价值巨大。丹寨县某铅锌矿石属典型的复杂难选铅锌矿石，主要金属矿物方铅矿和闪锌矿共生关系密切，分离难度较大。为高效开发利用该资源，对该矿石进行了选矿试验研究。

1 矿石性质

矿石中金属矿物主要有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，脉石矿物主要为石英。矿石主要化学成分分析结果见表1，铅锌物相分析结果见表2、表3。

表1 矿石主要化学成分分析结果Table 1 The main chemical component analysis of the ore %

从表1可见，矿石中有用元素为铅、锌，品位分别为1.25%和1.75%，铜未达到综合回收品位，造岩元素以Si、Al、Ca、Mg等为主。

表2 矿石铅物相分析结果Table 2 Lead phase analysis of the ore

表3 矿石锌物相分析结果Table 3 Zinc phase analysis of the ore %

从表2、表3看见，铅主要以原生硫化铅形式存在，占总铅的83.20%，氧化铅及其他铅占总铅的16.80%；锌主要以硫化锌形式存在，占总锌的85.71%，氧化锌及其他锌占总锌的14.29%。因此，该矿石属于硫化铅锌矿石。

2 试验结果与讨论

由于铅锌混浮后再分离需要先脱药，且次生铜离子会影响后续混合精矿的铅锌分离[3-10]，因此，采用抑锌浮铅的优先浮选流程开展试验研究。

2.1 铅粗选条件试验

2.1.1 铅粗选抑制剂试验

2.1.1.1 铅粗选抑制剂选择试验

铅粗选抑制剂选择试验采用2次粗选流程，磨矿细度为-0.074 mm占80%，粗选1抑制剂总用量为2 500 g/t，矿浆pH调整剂CaO用量为2 500 g/t，捕收剂乙硫氮+丁铵黑药用量为20+20 g/t，起泡剂2#油用量为18 g/t，粗选2不加CaO，其他药剂用量减半，试验结果见表4。

表4 铅粗选抑制剂选择试验粗精矿指标Table 4 Rough concentrate index at various depressors for lead rough flotation

从表4可见，采用ZnSO4+Na2SO3为锌矿物抑制剂，可以获得较高铅品位、较低锌回收率的铅粗精矿。因此，确定ZnSO4+Na2SO3为铅浮选时锌矿物抑制剂。

2.1.1.2 铅粗选ZnSO4+Na2SO3用量试验

试验先对ZnSO4与Na2SO3合适用量比进行了探索，确定的ZnSO4与Na2SO3合适用量比为3∶2。铅粗选ZnSO4+Na2SO3用量试验采用2次粗选流程，试验固定磨矿细度为-0.074 mm占80%，CaO用量为2 500 g/t，乙硫氮+丁铵黑药用量为20+20 g/t，2#油用量为18 g/t，粗选2不加CaO，其他药剂用量减半，结果见表5。

表5 铅粗选1抑制剂ZnSO4+Na2SO3用量试验粗精矿指标Table 5 Rough concentrate index at various depressor dosage of ZnSO4+Na2SO3 for lead rough flotation

从表5可见，随着ZnSO4+Na2SO3用量的增加，铅粗精矿铅品位上升、铅回收率先小幅上升后小幅下降，锌品位和锌回收率均下降。因此，确定铅粗选1抑制剂ZnSO4+Na2SO3用量为1 500+1 000 g/t，粗选2减半。

2.1.2 铅粗选乙硫氮+丁铵黑药用量试验

铅粗选乙硫氮+丁铵黑药用量试验采用2次粗选流程，试验固定磨矿细度为-0.074 mm占80%，粗选1添加CaO为2 500 g/t，ZnSO4+Na2SO3为1 500+1 000 g/t，2#油为18 g/t，粗选2不加CaO，其他药剂用量减半，结果见表6。

表6 铅粗选1乙硫氮+丁铵黑药用量试验粗精矿指标Table 6 Rough concentrate index at various dosage of ethyl thiocarbamate + ammonium butylaerofloat for lead rough flotation

从表6可见，随着乙硫氮+丁铵黑药用量的增加，铅粗精矿铅品位下降、铅回收率上升，铅粗精矿锌品位和锌回收率显著上升。综合考虑，确定铅粗选1乙硫氮+丁铵黑药用量为10+10 g/t，粗选2减半。

2.1.3 磨矿细度试验

磨矿细度试验采用2次粗选流程，试验固定粗选1添加CaO为2 500 g/t，ZnSO4+Na2SO3为1 500+1 000 g/t，乙硫氮+丁铵黑药为10+10 g/t ，2#油为18 g/t，粗选2不加CaO，其他药剂用量减半，结果见表7。

表7 磨矿细度试验铅粗精矿指标Table 7 Rough lead concentrate index at different grinding fineness %

从表7可见，随着磨矿细度的提高，铅粗精矿铅品位下降、铅回收率上升，铅粗精矿锌品位和锌回收率均小幅上升。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占80%。

2.2 锌粗选条件试验

锌粗选试验流程见图1。

图1 锌粗选试验流程Fig.1 Flowsheet of zinc rough flotation

2.2.1 锌粗选活化剂CuSO4用量试验

锌粗选活化剂CuSO4用量试验固定丁基黄药用量为130 g/t，试验结果见表8。

表8 CuSO4用量试验锌粗精矿指标Table 8 Rough zinc concentrate index at various dosage of CuSO4

从表8可见，随着CuSO4用量的增加，锌粗精矿锌品位下降、回收率上升，铅指标变化不大。因此，确定锌粗选CuSO4用量为600 g/t。

2.2.2 锌粗选捕收剂丁基黄药用量试验

锌粗选捕收剂丁基黄药用量试验固定CuSO4用量为600 g/t，试验结果见表9。

表9 丁基黄药用量试验锌粗精矿指标Table 9 Rough zinc concentrate index at various dosage of butyl xanthate

从表9可见，随着丁基黄药用量的增加，锌粗精矿锌品位下降、回收率上升，铅品位和回收率变化不大。综合考虑，确定锌粗选丁基黄药用量为130 g/t。

2.3 全流程闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了全流程闭路试验，试验流程见图2，试验结果见表10。

图2 闭路试验流程Fig.2 Flowsheet of closed circuit operation

表10 闭路试验结果Table 10 The result of closed circuit operation %

从表10可见，采用图2所示的闭路流程处理该矿石，获得的铅精矿铅品位为48.72%、含锌4.95%，铅回收率为89.21%，锌精矿锌品位为45.89%、含铅0.72%，锌回收率为82.42%，分别达到铅精矿四级品、锌精矿三级品标准要求[11]。

3 结 语

(1)丹寨县某铅锌矿石属复杂难选硫化铅锌矿石，主要金属矿物为方铅矿和闪锌矿，共生关系密切，分离难度较大；脉石矿物主要为石英。

(2)采用1粗1精1扫浮铅、1粗1精2扫浮锌、中矿顺序返回流程处理该矿石，可获得铅品位为48.72%、含锌4.95%，铅回收率为89.21%的铅精矿，以及锌品位为45.89%、含铅0.72%，锌回收率为82.42%的锌精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Beneficiation Experiments on a Lead-Zinc Ore from Danzhai County

Chen Lirong1,2Zhang Zhouwei1,2Yang Guobin1,2

(1.GuizhouGeneralLaboratoryofGeologyandMineralResources，Guiyang550000,China;2.GuizhouEngineeringResearchCenterforComprehensiveUtilizationofPreciousMetalsMineralResources，Guiyang550000，China)

In order to provide technical basis for development and utilization of a sulfide lead-zinc ore from Danzhai county，selective flotation tests of lead floating first and then zinc were conducted based on the process mineralogy of the ore. The results showed that，lead concentrate with Pb grade and recovery of 48.72% and 89.21% respectively，containing 4.95% zinc，and zinc concentrate with Zn grade and recovery of 45.89% and 82.42% respectively，containing 0.72% lead，were achieved at the grinding fineness of 80% passing -0.074 mm，and CaO，Na2SO3+ZnSO4，ethyl thiocarbamate + ammonium butylaerofloat and 2#oil dosage of 2 500 g/t，1 500+1 000 g/t，10+10 g/t and 18 g/t respectively for lead rough flotation，CuSO4and butyl xanthate dosage of 600 g/t and 130 g/t respectively for zinc rough flotation，by process of one-stage roughing，one-stage cleaning and one-stage scavenging for lead flotation，one-stage roughing，one-stage cleaning and two-stage scavenging for zinc flotation，and middles back to the flow-sheet in turn.

Sulfide lead-zinc ore，Lead flotation and zinc suppression，Selective flotation

2013-11-09

陈丽荣(1985—)，女，助理工程师，硕士。

TD923+.7

A

1001-1250(2014)-03-084-04