陈 刚 尧应强 李占虎
(有色金属华东地质勘查局,江苏 南京 210007)
福建某铅锌矿铅锌浮选试验
陈 刚 尧应强 李占虎
(有色金属华东地质勘查局,江苏 南京 210007)
福建某铅锌矿石中有回收价值的元素铅、锌绝大部分以硫化矿物形式存在,银、硫有综合回收价值。为了确定合适的铅锌回收工艺流程,对有代表性矿石进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占71.2%的情况下,采用1粗2扫3精选铅、1粗2扫3精选锌、中矿顺序返回流程处理,最终可获得铅品位为47.87%、铅回收率为92.99%、银品位为1 120.00 g/t、银回收率为71.59%的铅精矿,以及锌品位为50.75%、锌回收率为88.88%的锌精矿。试验指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计依据。
铅锌矿石 优先浮选 综合回收
铅锌是使用领域非常广泛、使用量非常大的种两有色金属,在国民经济建设中处于重要地位。我国独立的铅、锌矿石资源很少,铅锌往往共生在一起,因此,关于铅锌矿石选矿工艺研究的报道很多,最常用的工艺是抑锌浮铅优先浮选工艺[1-2]。
福建某铅锌矿属中-低温热液充填交代型铅锌矿床,矿石主要呈他形—半自形微细结构,交代结构普遍发育,构造主要有浸染状、条带状和块状。矿石中有用矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,脉石矿物主要为石英、方解石、长石、石榴子石、绿泥石等。矿石中主要有用矿物间、有用矿物与脉石矿物间共生关系紧密,细粒闪锌矿、细脉状方铅矿嵌布于磁黄铁矿中,少量磁黄铁矿呈乳滴状、细脉状分布于闪锌矿中,方铅矿与部分磁黄铁矿连生嵌布于闪锌矿内或脉石矿物中。矿石中有回收价值的元素为铅、锌,绝大部分以硫化矿物形式存在,银、硫有综合回收价值。原矿多元素化学分析结果见下表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 Mu1ti-chemical analysis results of the ore %
注:Ag的含量单位为g/t。
从表1可看出,矿石中有回收价值的元素为铅、锌,银、硫有综合回收价值。
从表2、表3可看出,矿石中铅锌氧化程度均非常低。
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 %
2.1 条件试验
2.1.1 磨矿细度试验
磨矿细度试验采用2次粗选选铅—2次粗选选锌流程。试验的调整剂石灰用量为2 500 g/t,铅粗选1、粗选2抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量均为1 000+1 000 g/t,捕收剂乙硫氮用量均为80 g/t,起泡剂2号油均为15 g/t;锌粗选1、粗选2活化剂硫酸铜用量为300和100 g/t,捕收剂MB用量为60和30 g/t,起泡剂松醇油用量为15和5 g/t。试验结果见表4。
表4 磨矿细度试验结果
Table 4 The results of grinding fineness tests %
从表4可看出,随着磨矿细度的提高,铅粗精矿铅品位上升、铅回收率先升后降,锌粗精矿锌品位下降、锌回收率先升后降。综合考虑,确定磨矿细度为-0.074 mm占71.2%。
2.1.2 铅粗选条件试验
浮铅试验采用抑锌、硫浮铅流程,铅粗选条件试验采用1次粗选流程。
2.1.2.1 石灰用量试验
石灰是硫化矿浮选中常用的pH调整剂,同时也是闪锌矿与黄铁矿的抑制剂[3-4],但石灰用量过大也会抑制方铅矿[5]。石灰用量试验的磨矿细度为 -0.074 mm占71.2%,硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+1 000 g/t,乙硫氮为80 g/t, 2号油为15 g/t,试验结果见表5。
表5 石灰用量试验铅粗精矿指标Table 5 Lead rough concentrate index on dosage of lime
从表5可看出,随着石灰用量的增大,铅粗精矿铅品位上升,铅回收率、锌品位和锌回收率均下降。表明石灰很好地抑制了硫和锌的上浮,但石灰用量过大也会显著抑制铅的上浮。因此,确定铅粗选的石灰用量为2 500 g/t,对应的矿浆pH=12。
2.1.2.2 硫酸锌+亚硫酸钠用量试验
硫酸锌+亚硫酸钠组合抑锌效果显著,广泛应用于铅锌硫化矿的选矿中[6-7]。硫酸锌+亚硫酸钠用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占71.2%,石灰用量为2 500 g/t,乙硫氮为80 g/t, 2号油为15 g/t,试验结果见表6。
表6 硫酸锌+亚硫酸钠用量试验铅粗精矿指标Table 6 Lead rough concentrate index on dosageof zinc sulphate+sodium sulfite
从表6可看出,随着硫酸锌+亚硫酸钠用量的增大,铅粗精矿铅品位上升、铅回收率先升后降、锌品位和锌回收率均下降。综合考虑,确定铅粗选硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+1 000 g/t。
2.1.2.3 乙硫氮用量试验
乙硫氮用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占71.2%,石灰用量为2 500 g/t,硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+1 000 g/t,2号油为15 g/t,试验结果见表7。
表7 乙硫氮用量试验铅粗精矿指标Table 7 Lead rough concentrate index ondosage of diethyldithio carbamate
从表7可看出,随着乙硫氮用量的增大,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,确定铅粗选乙硫氮用量为80 g/t。
2.1.3 锌粗选条件试验
锌粗选条件试验给矿为1粗1扫选铅尾矿,试验流程为1次粗选流程,药剂用量均为对原矿的用量。
2.1.3.1 硫酸铜用量试验
硫酸铜用量试验的石灰用量为2 000 g/t,MB为80 g/t,松醇油15 g/t,试验结果见图1。
图1 硫酸铜用量试验结果Fig.1 The results on dosage of copper sulphate ▲—品位;■—回收率
从图1可看出,随着硫酸铜用量的增大,锌粗精矿锌品位下降、回收率上升。综合考虑,确定锌粗选硫酸铜用量为300 g/t。
2.1.3.2 MB用量试验
MB是各种黄原酸的混合体,对锌矿物的捕收效果强于丁基黄药等[8]。MB用量试验的石灰用量为 2 000 g/t,硫酸铜为300 g/t,松醇油为15 g/t,试验结果见图2。
图2 捕收剂MB用量试验结果Fig.2 The results on dosage of collector MB ▲—品位;■—回收率
从图2可看出,随着MB用量的增大,锌粗精矿锌品位下降、锌回收率上升。综合考虑,确定锌粗选MB用量为60 g/t。
2.2 闭路试验
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3,试验结果见表8。
图3 闭路试验流程Fig.3 Flow sheet of closed-circuit test表8 闭路试验结果
Table 8 The results of closed-circuit test %
注:Ag的品位单位为g/t。
从表7可看出,采用图3所示的闭路流程处理该矿石,最终可获得铅品位为47.87%、含锌4.59%、含银1 120.00 g/t、铅回收率为92.99%、银回收率为71.59%的铅精矿,以及锌品位为50.75%、含铅0.41%、含银22.00 g/t、锌回收率为88.88%、银回收率为3.81%的锌精矿。
(1)福建某铅锌矿石中有用矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,脉石矿物主要为石英、方解石、长石、石榴子石、绿泥石等。矿石中主要有用矿物间、有用矿物与脉石矿物间共生关系紧密,细粒闪锌矿、细脉状方铅矿嵌布于磁黄铁矿中,少量磁黄铁矿呈乳滴状、细脉状分布于闪锌矿中,方铅矿与部分磁黄铁矿连生嵌布于闪锌矿内或脉石矿物中。矿石中有回收价值的元素为铅、锌,绝大部分以硫化矿物形式存在,银、硫有综合回收价值。
(2)矿石在磨矿细度为-0.074 mm占71.2%的情况下,采用1粗2扫3精选铅、1粗2扫3精选锌、中矿顺序返回流程处理,最终可获得铅品位为47.87%、含锌4.59%、含银1 120.00 g/t、铅回收率为92.99%、银回收率为71.59%的铅精矿,以及锌品位为50.75%、含铅0.41%、含银22.00 g/t、锌回收率为88.88%的锌精矿。
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(责任编辑 罗主平)
Flotation Experiment on a Lead-zinc Ore in Fujian Province
Chen Gang Yao Yingqiang Li Zhanhu
(EasternChinaMineralExplorationandDevelopmentBureau,Nanjing210007,China)
The valuable elements in a lead-zinc ore of Fujian Province were lead and zinc,silver and sulphur can be comprehensive recovered.The lead and zinc are mainly in form of sulfide minerals.In order to determine the appropriate lead and zinc recovery process,mineral processing tests on representative ore were carried out.The results showed that under grinding fineness of -74 μm 71.2%,the lead concentrate of 47.87% Pb,1 120.00 g/t Ag and Pb recovery of 92.99%,Ag recovery of 71.59%,and zinc concentrate of 50.75% Zn and recovery rate of 88.88% by the process of one roughing-three cleaning-two scavenging lead flotation,and one roughing-three cleaning-three scavenging zinc flotation,and middles back to the flow-sheet in turn.The test index was ideal and the process could be used as the designing references of lead-zinc recovery process.
Lead-zinc ore,Preferential flotation,Comprehensive recovery
2015-07-24
陈 刚(1970—),男,高级工程师。
TD923+.7
A
1001-1250(2015)-11-095-04