陳麗榮 張周位 楊國彬
(1.貴州省地質礦產中心實驗室,貴州 貴陽 550000;2.貴州省貴金屬礦產資源綜合利用工程技術研究中心,貴州 貴陽 550000)
丹寨縣某鉛鋅礦選礦試驗
陳麗榮1,2張周位1,2楊國彬1,2
(1.貴州省地質礦產中心實驗室,貴州 貴陽 550000;2.貴州省貴金屬礦產資源綜合利用工程技術研究中心,貴州 貴陽 550000)
為給丹寨縣某硫化鉛鋅礦石的開發利用提供技術依據,在對礦石進行工藝礦物學研究基礎上,采用優先浮鉛再浮鋅流程進行了鉛鋅選礦試驗。結果表明,在磨礦細度為-0.074 mm占80%,鉛粗選CaO用量為2 500 g/t、ZnSO4+Na2SO3為1 500+1 000 g/t、乙硫氮+丁銨黑藥為10+10 g/t、2#油為18 g/t,鋅粗選CuSO4用量為600 g/t、丁基黃藥用量為130 g/t情況下,采用1粗1精1掃浮鉛、1粗1精2掃浮鋅、中礦順序返回流程處理該礦石,獲得了鉛品位為48.72%、含鋅4.95%、鉛回收率為89.21%的鉛精礦,以及鋅品位為45.89%、含鉛0.72%、鋅回收率為82.42%的鋅精礦。
硫化鉛鋅礦 抑鋅浮鉛 優先浮選
硫化鉛鋅礦石一般都具有共生關系密切、嵌布粒度細和相互包裹程度高等特點。因此,在選礦過程中充分實現鉛鋅礦物的單體解離是實現鉛鋅分離的關鍵環節[1-2]。
黔東南地區是我國主要鉛鋅礦產地之一,蘊藏著十分豐富的復雜難選鉛鋅多金屬資源,開發利用價值巨大。丹寨縣某鉛鋅礦石屬典型的復雜難選鉛鋅礦石,主要金屬礦物方鉛礦和閃鋅礦共生關系密切,分離難度較大。為高效開發利用該資源,對該礦石進行了選礦試驗研究。
礦石中金屬礦物主要有方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦,脈石礦物主要為石英。礦石主要化學成分分析結果見表1,鉛鋅物相分析結果見表2、表3。

表1 礦石主要化學成分分析結果Table 1 The main chemical component analysis of the ore %
從表1可見,礦石中有用元素為鉛、鋅,品位分別為1.25%和1.75%,銅未達到綜合回收品位,造巖元素以Si、Al、Ca、Mg等為主。

表2 礦石鉛物相分析結果Table 2 Lead phase analysis of the ore

表3 礦石鋅物相分析結果Table 3 Zinc phase analysis of the ore %
從表2、表3看見,鉛主要以原生硫化鉛形式存在,占總鉛的83.20%,氧化鉛及其他鉛占總鉛的16.80%;鋅主要以硫化鋅形式存在,占總鋅的85.71%,氧化鋅及其他鋅占總鋅的14.29%。因此,該礦石屬于硫化鉛鋅礦石。
由于鉛鋅混浮后再分離需要先脫藥,且次生銅離子會影響后續混合精礦的鉛鋅分離[3-10],因此,采用抑鋅浮鉛的優先浮選流程開展試驗研究。
2.1 鉛粗選條件試驗
2.1.1 鉛粗選抑制劑試驗
2.1.1.1 鉛粗選抑制劑選擇試驗
鉛粗選抑制劑選擇試驗采用2次粗選流程,磨礦細度為-0.074 mm占80%,粗選1抑制劑總用量為2 500 g/t,礦漿pH調整劑CaO用量為2 500 g/t,捕收劑乙硫氮+丁銨黑藥用量為20+20 g/t,起泡劑2#油用量為18 g/t,粗選2不加CaO,其他藥劑用量減半,試驗結果見表4。

表4 鉛粗選抑制劑選擇試驗粗精礦指標Table 4 Rough concentrate index at various depressors for lead rough flotation
從表4可見,采用ZnSO4+Na2SO3為鋅礦物抑制劑,可以獲得較高鉛品位、較低鋅回收率的鉛粗精礦。因此,確定ZnSO4+Na2SO3為鉛浮選時鋅礦物抑制劑。
2.1.1.2 鉛粗選ZnSO4+Na2SO3用量試驗
試驗先對ZnSO4與Na2SO3合適用量比進行了探索,確定的ZnSO4與Na2SO3合適用量比為3∶2。鉛粗選ZnSO4+Na2SO3用量試驗采用2次粗選流程,試驗固定磨礦細度為-0.074 mm占80%,CaO用量為2 500 g/t,乙硫氮+丁銨黑藥用量為20+20 g/t,2#油用量為18 g/t,粗選2不加CaO,其他藥劑用量減半,結果見表5。

表5 鉛粗選1抑制劑ZnSO4+Na2SO3用量試驗粗精礦指標Table 5 Rough concentrate index at various depressor dosage of ZnSO4+Na2SO3 for lead rough flotation
從表5可見,隨著ZnSO4+Na2SO3用量的增加,鉛粗精礦鉛品位上升、鉛回收率先小幅上升后小幅下降,鋅品位和鋅回收率均下降。因此,確定鉛粗選1抑制劑ZnSO4+Na2SO3用量為1 500+1 000 g/t,粗選2減半。
2.1.2 鉛粗選乙硫氮+丁銨黑藥用量試驗
鉛粗選乙硫氮+丁銨黑藥用量試驗采用2次粗選流程,試驗固定磨礦細度為-0.074 mm占80%,粗選1添加CaO為2 500 g/t,ZnSO4+Na2SO3為1 500+1 000 g/t,2#油為18 g/t,粗選2不加CaO,其他藥劑用量減半,結果見表6。

表6 鉛粗選1乙硫氮+丁銨黑藥用量試驗粗精礦指標Table 6 Rough concentrate index at various dosage of ethyl thiocarbamate + ammonium butylaerofloat for lead rough flotation
從表6可見,隨著乙硫氮+丁銨黑藥用量的增加,鉛粗精礦鉛品位下降、鉛回收率上升,鉛粗精礦鋅品位和鋅回收率顯著上升。綜合考慮,確定鉛粗選1乙硫氮+丁銨黑藥用量為10+10 g/t,粗選2減半。
2.1.3 磨礦細度試驗
磨礦細度試驗采用2次粗選流程,試驗固定粗選1添加CaO為2 500 g/t,ZnSO4+Na2SO3為1 500+1 000 g/t,乙硫氮+丁銨黑藥為10+10 g/t ,2#油為18 g/t,粗選2不加CaO,其他藥劑用量減半,結果見表7。

表7 磨礦細度試驗鉛粗精礦指標Table 7 Rough lead concentrate index at different grinding fineness %
從表7可見,隨著磨礦細度的提高,鉛粗精礦鉛品位下降、鉛回收率上升,鉛粗精礦鋅品位和鋅回收率均小幅上升。綜合考慮,確定磨礦細度為-0.074 mm占80%。
2.2 鋅粗選條件試驗
鋅粗選試驗流程見圖1。

圖1 鋅粗選試驗流程Fig.1 Flowsheet of zinc rough flotation
2.2.1 鋅粗選活化劑CuSO4用量試驗
鋅粗選活化劑CuSO4用量試驗固定丁基黃藥用量為130 g/t,試驗結果見表8。

表8 CuSO4用量試驗鋅粗精礦指標Table 8 Rough zinc concentrate index at various dosage of CuSO4
從表8可見,隨著CuSO4用量的增加,鋅粗精礦鋅品位下降、回收率上升,鉛指標變化不大。因此,確定鋅粗選CuSO4用量為600 g/t。
2.2.2 鋅粗選捕收劑丁基黃藥用量試驗
鋅粗選捕收劑丁基黃藥用量試驗固定CuSO4用量為600 g/t,試驗結果見表9。

表9 丁基黃藥用量試驗鋅粗精礦指標Table 9 Rough zinc concentrate index at various dosage of butyl xanthate
從表9可見,隨著丁基黃藥用量的增加,鋅粗精礦鋅品位下降、回收率上升,鉛品位和回收率變化不大。綜合考慮,確定鋅粗選丁基黃藥用量為130 g/t。
2.3 全流程閉路試驗
在條件試驗和開路試驗基礎上進行了全流程閉路試驗,試驗流程見圖2,試驗結果見表10。

圖2 閉路試驗流程Fig.2 Flowsheet of closed circuit operation

表10 閉路試驗結果Table 10 The result of closed circuit operation %
從表10可見,采用圖2所示的閉路流程處理該礦石,獲得的鉛精礦鉛品位為48.72%、含鋅4.95%,鉛回收率為89.21%,鋅精礦鋅品位為45.89%、含鉛0.72%,鋅回收率為82.42%,分別達到鉛精礦四級品、鋅精礦三級品標準要求[11]。
(1)丹寨縣某鉛鋅礦石屬復雜難選硫化鉛鋅礦石,主要金屬礦物為方鉛礦和閃鋅礦,共生關系密切,分離難度較大;脈石礦物主要為石英。
(2)采用1粗1精1掃浮鉛、1粗1精2掃浮鋅、中礦順序返回流程處理該礦石,可獲得鉛品位為48.72%、含鋅4.95%,鉛回收率為89.21%的鉛精礦,以及鋅品位為45.89%、含鉛0.72%,鋅回收率為82.42%的鋅精礦。
[1] 胡為柏.浮選[M].北京:冶金工業出版社,1980. Hu Weibai.Flotation[M].Beijing:Metallurgical Industry Press,1980.
[2] 胡熙庚.有色金屬硫化礦選礦[M].北京:冶金工業出版社,1987. Hu Xigeng.Mineral Separation for Non-ferrous Metal Sulfide Ore[M].Beijing:Metallurgical Industry Press,1987.
[3] 劉守信,余江鴻,周 濤,等.甘肅小廠壩鉛鋅礦石選礦試驗[J].金屬礦山,2013(5):95-98. Liu Shouxin,Yu Jianghong,Zhou Tao,et al.Beneficiation tests of a Xiaochangba lead-zinc mine in Gansu[J].Metal Mine,2013(5):95-98.
[4] 孫運禮,李國棟.甘肅某富銀難選鉛鋅礦選礦試驗[J].金屬礦山,2012(9):65-68. Sun Yunli,Li Guodong.Experimental study on a refractory rich silver-bearing lead-zinc ore of Gansu[J].Metal Mine,2012(9):65-68.
[5] 張雨田,宋翔宇,李榮改,等.西北某復雜銅鉛鋅銀多金屬礦選礦工藝研究[J].礦冶工程,2011,6(3) :66-67. Zhang Yutian,Song Xiangyu,Li Ronggai,et al.Mineral processing technology of some copper-lead-zinc-silver ore in Northwest China[J].Mining and Metallurgy Engineering,2011,6(3):66-66.
[7] 杜浩榮,楊 波,朱運凡,等.提高會澤鉛鋅礦選礦回收率方法探討[J].金屬礦山,2013(1):101-103. Du Haorong,Yang Bo,Zhu Yunfan,et al.Discussion on improving Huize lead-zinc mineral recovery[J].Metal Mine,2013(1):101-103.
[8] 羅仙平,王笑蕾,羅禮英,等.七寶山銅鉛鋅多金屬硫化礦浮選新工藝研究[J].金屬礦山,2012(4):68-73. Luo Xianping,Wang Xiaolei,Luo Liying,et al.Study on the new flotation technology for Cu-Pb-Zn polymetallic sulphide ore in Qibaoshan[J].Metal Mine,2012(4):68-73.
[9] 孫 偉,張祥峰,劉加林,等.云南滄源某氧化鉛鋅礦浮選工藝研究[J].金屬礦山,2012(3):78-81. Sun Wei,Zhang Xiangfeng,Liu Jialin,et al.Flotation technology of an oxide lead-zinc ores from Cangyuan county Yunnan province[J].Metal Mine,2012(3):78-81.
[10] 李觀奇.混合浮選新工藝回收復雜銅鉛鋅礦硫化礦試驗研究[J].湖南有色金屬,2009,4(2):8-12. Li Guanqi.Exprement study on new processing of a mixed flotation of recovering complex copper-lead-zinc polymetallic sulphide ore[J].Hunan Nonferrous Metals,2009,4(2):8-12.
[11] 李文輝,王奉水,高 偉,等.新疆某低品位銅鉛鋅礦優先浮選試驗研究[J].有色金屬:選礦部分,2011(1):14-18. Li Wenhui,Wang Fengshui,Gao Wei,et al.Experimental research on beneficiation process a low-grade Cu-Pb-Zn polymentallic sulfide ore from Xinjiang[J].Nonferrous Metals:Dressing Part,2011(1):14-18.
[12] 《礦產資源工業要求手冊》編委會.礦產資源工業要求手冊[M].北京:地質出版社,2010. Requires Manual of the Mineral Resources Industry Editorial Board.Requires Manual of the Mineral Resources Industry[M].Beijing:Geological Publishing House,2010.
(責任編輯 羅主平)
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
陳麗榮(1985—),女,助理工程師,碩士。
TD923+.7
A
1001-1250(2014)-03-084-04