广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

2015-03-20 08:00袁华玮刘全军张一超
金属矿山 2015年11期
关键词:含银铅锌矿精矿

袁华玮 刘全军 张 辉 张一超

(1.复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室,云南 昆明 650093;2.昆明理工大学国土资源工程学院,云南 昆明 650093)

广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

袁华玮1,2刘全军1,2张 辉1,2张一超1,2

(1.复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室,云南 昆明 650093;2.昆明理工大学国土资源工程学院,云南 昆明 650093)

广西某含银铅锌矿石铅氧化程度很高,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。为确定该矿石的开发利用方案,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程,最终可获得铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。试验指标较理想,可作为该矿石开发利用依据。

氧化铅锌矿石 优先浮选 抑锌浮铅

我国铅锌矿资源具有储量大、规模小、矿区分散、矿石类型复杂、共伴生元素多等特点,这给铅锌矿石资源的开发利用带来了一定的困难。在众多铅锌矿石资源中,混合铅锌矿属典型的难选铅锌矿,处理工艺大致可分为硫化矿和氧化矿依次浮选、硫化矿和氧化矿混合浮选、硫化矿和氧化矿分别混合浮选等3种[1-7]。

广西某含银难选铅锌矿石铅氧化程度很高,锌氧化程度相对较低,矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。基于铅银的紧密共生关系,试验以铅矿物为银的主要载体矿物,采用依次浮选硫化铅—锌矿物—氧化铅的优先浮选流程进行铅锌银综合回收工艺研究。

1 矿石性质

矿石中的金属矿物主要是方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等,主要脉石矿物是石英、方解石、白云石等。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 Main chemical elements analysisresults of the ore %

注:Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 矿石铅物相分析结果

Table 2 Lead phase analysis results of the ore %

表3 矿石锌物相分析结果

Table 3 Zinc phase analysis results of the ore %

从表1可以看出,矿石中有回收价值的元素有铅、锌、银,其他元素没有回收价值。

从表2、表3可以看出,矿石铅矿物的氧化程度较高,锌矿物氧化程度相对较低,这给铅锌的回收带来了很大的困难。

2 试验结果与讨论

在矿石工艺矿物学研究和探索性试验基础上,确定依次进行硫化铅、锌矿物、氧化铅浮选条件试验。

2.1 条件试验

2.1.1 硫化铅浮选试验

试验采用1次粗选流程。

2.1.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的矿浆调整剂石灰用量为1 000 g/t,水玻璃用量为1 000 g/t、碳酸钠为1 000 g/t,锌矿物抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000+1 000 g/t,捕收剂乙基黄药用量为100 g/t,起泡剂松醇油用量为10 g/t,试验结果见表4。

表4 磨矿细度试验硫化铅粗精矿指标

Table 4 Lead sulfide rough concentrate index atdifferent grinding fineness %

从表4可以看出,随着磨矿细度的提高,硫化铅粗精矿铅品位和铅回收率上升,锌品位和锌回收率先小幅下降后小幅上升。综合考虑,确定磨矿细度为-0.074 mm占92%。

2.1.1.2 硫酸锌+亚硫酸钠用量试验

硫酸锌+亚硫酸钠用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占92%,石灰用量为1 000 g/t,水玻璃为 1 000 g/t,碳酸钠为1 000 g/t,乙基黄药为100 g/t,松醇油为10 g/t,试验结果见表5。

表5 硫酸锌+亚硫酸钠用量试验硫化铅粗精矿指标Table 5 Lead sulfide rough concentrate indexon dosage of zinc sulfate and sodium sulfite

从表5可以看出,随着硫酸锌+亚硫酸钠用量的增大,硫化铅粗精矿铅品位上升、铅回收率显著下降,锌品位和锌回收率均下降。综合考虑,确定硫化铅粗选硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+500 g/t。

2.1.1.3 乙基黄药用量试验

乙基黄药用量试验的磨矿细度为-0.074 mm含量为92%,石灰用量为 1 000 g/t,水玻璃用量为 1 000 g/t,碳酸钠为1 000 g/t,硫酸锌+亚硫酸钠用量为1000+500 g/t,松醇油为10 g/t,试验结果见表6。

表6 乙基黄药用量试验硫化铅粗精矿指标Table 6 Lead sulfide rough concentrate indexon dosage of ethyl xanthate

从表6可以看出,随着乙基黄药用量的增大,硫化铅粗精矿铅品位下降,铅回收率、锌品位和锌回收率均上升。综合考虑,确定硫化铅粗选的乙基黄药用量为100 g/t。

2.1.2 锌浮选试验

锌浮选试验的给矿为1粗1扫硫化铅浮选尾矿,药剂用量为对原矿而言。

2.1.2.1 硫酸铜用量试验

被抑制的闪锌矿常用硫酸铜活化,Cu2+对闪锌矿具有很强的亲和力,能与闪锌矿中的S2-生成比ZnS溶度积更小的硫化物,从而可以作为闪锌矿的有效活化剂[8]。硫酸铜用量试验的捕收剂丁基黄药用量为100 g/t,松醇油用量为15 g/t,试验结果见表7。

表7 硫酸铜用量试验的锌粗精矿指标Table 7 Zinc rough concentrate indexon dosage of copper sulfate

从表7可以看出,随着硫酸铜用量的增大,锌粗精矿铅品位和铅回收率微幅上升,锌品位下降、锌回收率上升。综合考虑,确定锌粗选硫酸铜用量为600 g/t。

2.1.2.2 丁基黄药用量试验

丁基黄药用量试验的硫酸铜用量为600 g/t,松醇油为15 g/t,试验结果见表8。

表8 丁基黄药用量试验的锌粗精矿指标Table 8 Zinc rough concentrate indexon dosage of butyl xanthate

从表8可以看出,随着丁基黄药用量的增大,锌粗精矿锌品位下降、锌回收率上升、铅品位和铅回收率也微幅上升。综合考虑,确定锌粗选丁基黄药用量为120 g/t。

2.1.3 氧化铅浮选的硫化钠用量试验

硫化钠是氧化矿物的有效活化剂,可在矿物表面形成硫化矿物薄膜,对浮选有利,但时间过长,硫化钠会分解失效[9];同时,硫化钠用量过大时,会对已硫化的矿物产生抑制作用,所以应严格控制硫化钠的用量。氧化铅粗选硫化钠用量试验采用1次粗选流程,试验的给矿为1粗1扫选硫化铅、1粗1扫选锌尾矿,药剂用量为对原矿而言。试验固定捕收剂异戊基黄药用量为80 g/t,松醇油为15 g/t,试验结果见表9。

从表9可以看出,随着硫化钠用量的增大,氧化铅粗精矿铅品位下降,铅回收率上升,锌品位和锌回收率均小幅上升。综合考虑,确定硫化钠粗选用量为2 000 g/t。

2.2 闭路流程试验

在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验,试验流程见图1,试验结果见表10。

表9 硫化钠用量试验的氧化铅粗精矿指标Table 9 Lead oxide rough concentrateindex on dosage of sodium sulfide

从表10可以看出,采用图1所示的闭路流程处理该矿石,得到的硫化铅精矿铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%,锌精矿锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%,氧化铅精矿铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。

3 结 论

(1)广西某含银难选铅锌矿石中的金属矿物主要是方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等,主要脉石矿物为石英、方解石、白云石等。矿石中铅氧化程度很高,锌氧化程度相对较低,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。

(2)矿石在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。

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图1 闭路试验流程Fig.1 Flowsheet of closed-circuit test表10 闭路试验结果

Table 10 Results of closed-circuit test %

注:Ag的含量单位为g/t。

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(责任编辑 罗主平)

Experimental Study on a Refractory Silver-bearing Lead-zinc Ore of Guangxi

Yuan Huawei1,2Liu Quanjun1,2Zhang Hui1,2Zhang Yichao1,2

(1.StateKeyLaboratoryofComplexNonferrousMetalResourcesCleanUtilization,Kunming650093,China;2.FacultyofLandResourceEngineering,KunmingUniversityofScienceandTechnology,Kunming650093,China)

There is a silver-bearing lead-zinc ore with high oxidation rate,every mineral are closely associated with each other and fine disseminated,thus serious sliming,belongs to refractory oxidation lead-zinc ore.Beneficiation experiment was conducted in order to exploitation and utilization the ore.The results indicated that under the condition of the grinding fineness -0.074 mm accounted for 92%,utilize the flow of one roughing-two cleaning-one scavenging to float lead sulfide,one roughing-two cleaning-one scavenging to float zinc,and one roughing-three cleaning-two scavenging to float lead oxide,lead sulfide concentrate contain 42.21% Pb and 1 682.67 g/t silver,with lead recovery of 41.40% and silver recovery of 37.28%,zinc concentrate contain 48.86% Zn and 242.00 g/t silver,with zinc recovery of 78.56% and silver recovery of 21.69%,lead oxide concentrate contain 48.27% Pb and 2 336.28 g/t silver,with lead recovery of 34.80% and silver recovery of 38.06%,the total lead concentrate contain 44.77% Pb and 1 959.83 g/t silver,with lead recovery of 76.20% and silver recovery of 75.34%.The test index is relatively proper to be a basis for development and utilization of minerals.

Oxide lead-zinc ore,Selective flotation,Lead depressing and zinc flotation

2015-07-22

袁华玮(1991—),女,硕士研究生。 通讯作者 刘全军(1964—),男,教授,博士研究生导师。

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1001-1250(2015)-11-091-04

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