丁雷雷 张 威
(1.苏州中材非金属矿工业设计研究院有限公司,江苏苏州215151;2.甘肃金徽矿业有限责任公司,甘肃陇南742300)
含碳铅锌矿石属于难选铅锌矿石,关于此类矿石中铅锌浮选分离研究方面的报道并不鲜见[1-2]。甘肃某铅锌矿石就属于高碳铅锌矿石,由于铅锌矿物表面受碳质物污染,导致铅锌矿物可浮性差异降低,铅锌分离困难,高碱度条件下的抑锌浮铅铅精矿锌含量超标严重[3-4]。为实现资源的高效开发利用进行了选矿试验。
试样中的主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿,其次为褐铁矿、菱锌矿、白铅矿、硅锌矿、黄铜矿等;脉石矿物组成较简单,主要是石英,其次为绢云母、长石、方解石、磷灰石等。矿石中的方铅矿主要呈他形粒状,粒度粗细不等,少部分呈细粒状星散分布在矿石中,大部分粒度较粗,与闪锌矿、含银矿物共生关系密切。闪锌矿主要呈他形粒状,基本不含银,少量呈细粒星散状分布在矿石中,大部分粒度较粗,部分闪锌矿集合体呈团脉状、条带状、细脉状分布。矿石中的含银矿物种类较多,主要是银黝铜矿、马硫铜银矿等,常分布于细粒方铅矿中,少量呈独立银矿物分布。
试样主要化学成分分析结果见表1,铅、锌、银物相分析结果见表2、表3、表4。
注:Au、Ag的含量单位为g/t。
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由表1可知,试样中主要有价元素为Pb、Zn和Ag,碳含量达6.30%。
由表2、3、4可知,试样中铅、锌均主要以硫化物形式产出,锌氧化率很低,仅为1.60%,铅氧化率相对较高,为12.22%;试样中的银主要以硫化银形式存在,占总银的56.49%,其次为自然银和硫化物包裹银。因此,试验矿石属伴生银的硫化铅锌矿石[5]。
为了解决高碱度条件下铅锌浮选分离所存在的一系列问题,试验将立足在低碱度条件下实现铅锌银的高效分离回收。
2.1.1 磨矿细度试验
磨矿细度试验流程见图1,结果见表5。
注:Ag的含量单位为g/t。
由表5可知,随着磨矿细度的提高,铅粗精矿铅、银品位下降,铅、银回收率上升;锌粗精矿锌、银品位下降,锌、银回收率变化不大。综合考虑,确定磨矿细度为-0.074 mm占65%。
2.1.2 铅粗选条件试验
2.1.2.1 石灰用量试验
石灰用量试验流程见图2,结果见表6。
注:Ag的含量单位为g/t。
由表6可知,随着石灰用量的增加,铅粗精矿铅、银品位上升,铅回收率先上升后维持在高位,银回收率先上升后下降,锌含量上升、锌回收率先升后降。综合考虑,确定铅粗选石灰用量为2 000 g/t。
2.1.2.2 硫酸锌用量试验
硫酸锌用量试验流程见图3,结果见表7。
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由表7可知,硫酸锌用量的增加,铅粗精矿锌含量下降,铅、银品位上升,铅、银回收率变化不大,锌回收率显著下降。综合考虑,确定硫酸锌用量为1 000 g/t。
2.1.3 锌粗选条件试验
锌粗选条件试验给矿为1粗2扫铅开路浮选尾矿,药剂用量对给矿而言。丁基黄药用量试验结果见表8,流程见图4;硫酸铜用量试验结果见表9,流程见图5。
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由表8可知,随着丁基黄药用量的增加,锌粗精矿锌品位下降、锌作业回收率上升。综合考虑,确定锌粗选丁基黄药用量为60 g/t。
由表9可知,随着硫酸铜用量的增加,锌粗精矿锌品位下降,锌回收率上升。综合考虑,确定锌粗选丁基黄药用量为100 g/t。
在条件试验及开路试验基础上进行了闭路试验,试验流程见图6,结果见表10。
由表10可知,在低碱度条件下,采用图6所示的流程处理矿石,可获得铅品位为51.45%、铅回收率为85.26%、含银1 098.00 g/t、银回收率为64.17%、含锌4.89%的铅精矿,以及锌品位为53.38%、锌回收率为91.14%、含银84.87 g/t、银回收率为17.73%的锌精矿。
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(1)甘肃某高碳铅锌矿石碳含量高达6.30%,矿石中的主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿,其次为褐铁矿、菱锌矿、白铅矿、硅锌矿、黄铜矿等;脉石矿物主要是石英,其次为绢云母、长石、方解石、磷灰石等。方铅矿主要呈他形粒状,粒度粗细不等,少部分呈细粒状星散分布在矿石中,粒度较粗者大部分与闪锌矿、含银矿物紧密共生;闪锌矿主要呈他形粒状,基本不含银,少量以细粒星散状分布在矿石中,大部分粒度较粗,以团脉状、条带状、细脉状集合体形式存在;含银矿物主要有银黝铜矿、马硫铜银矿等,常分布于细粒方铅矿中,少量呈独立银矿物分布。铅、锌均主要以硫化物形式产出,银主要以硫化银形式存在,占总银的56.49%,其次为自然银和硫化物包裹银。
(2)矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1粗2扫3精流程低碱度优先浮选选铅、1粗2扫2精浮选选锌流程处理矿石,可获得铅品位为51.45%、铅回收率为85.26%、含银1 098.00 g/t、银回收率为64.17%、含锌4.89%的铅精矿,以及锌品位为53.38%、锌回收率为91.14%、含银84.87 g/t、银回收率为17.73%的锌精矿。