贵州某硫化铅锌矿选矿试验研究.pdf
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1、68doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.03.008有色金属(选矿部分)贵州某硫化铅锌矿选矿试验研究2024年第3 期胡尚军1,2.3,谢贤1,2 3,李博琦1.3,宋(1.昆明理工大学国土资源工程学院,昆明6 50 0 93;2.省部共建复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室,昆明6 50 0 9 3;3.金属矿尾矿资源绿色综合利用国家地方联合工程研究中心,昆明6 50 0 93)强1.3,朱辉1,3摘要:贵州某硫化铅锌矿的矿物共生关系复杂,嵌布粒度大小不均匀。为实现矿石中有价金属铅和锌的高效利用,采用优先浮选工艺,并采用新型高效环保锌活化剂X-43替代硫酸铜
2、,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程和药剂制度。试验结果表明,对于铅品位4.2 3%、锌品位8.0 2%的原矿,在磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 0%的条件下,优先选铅时采用1次粗选、1次扫选和铅粗精矿再磨至一0.0 45mm占6 5.5%后3 次精选,可获得铅品位50.19%、回收率6 5.3 3%的铅精矿;选铅尾矿经活化剂X-43活化后,采用1次粗选、2 次扫选和2 次精选选锌;经全流程闭路试验可得到铅品位为57.6 3%、回收率为8 0.50%的铅精矿,以及锌品位为49.6 2%、回收率为92.52%的锌精矿,尽可能地实现了铅和锌的有效回收。研究结果可为新型高效锌活化剂X-4
3、3的应用和同类型铅锌矿石开发利用提供借鉴。关键词:硫化铅锌矿;新型锌活化剂;优先选铅中图分类号:TD952;T D 92 3Experimental Study on Beneficiation of a Lead-Zinc Sulfide Ore in GuizhouHU Shangjun23,XIE Xianl-23,LI Boqi-,SONG Qiangl,ZHU Huil-(l.Faculty of Land Resources Engineering,Kunming University of Science and Technology,2.State Key Laboratory
4、 of Complex Nonferrous Metal Resources Clean Utilization,Kunming 650093,China;3.National and Local Joint Engineering Research Center for Green Comprehensive Utilization of Metal MineAbstract:The mineral association of a lead-zinc sulfide deposit in Guizhou was complex,and theembedded grain sizes wer
5、e uneven.In order to realize the efficient utilization of valuable metal lead and zincin the ore,the preferential flotation process was adopted,and the new high-efficiency environment-friendlyzinc activator X-43 was used to replace copper sulfate.The appropriate beneficiation process flow andreagent
6、 system were determined through the lead-zinc flotation condition test.The test results showed thatfor the raw ore with lead grade of 4.23%and zinc grade of 8.02%,under the condition of grinding finenessof-0.074 mm accounting for 80%,the lead concentrate with lead grade of 50.19%and lead recovery of
7、65.33%could be obtained by using one roughing,one scavenging and three cleanings after the lead roughconcentrate was ground to-0.045 mm accounting for 65.5%.After the lead tailings were activated byactivator X-43,zinc could be separated by one roughing,two scavengings and two cleanings.The leadconce
8、ntrate with a grade of 57.63%and a recovery of 80.5%and the zinc concentrate with a grade of49.62%and a recovery of 92.52%could be obtained through the locked-cycle test of the whole process.Theeffective recovery of lead and zinc could be achieved as far as possible.The research results can provide
9、areference for the application of new high-efficiency zinc activator X-43 and the development and utilization ofthe same type of lead-zinc ores.Key words:lead-zinc sulfide ore;new zinc activator;lead selective flotation收稿日期:2 0 2 3-0 3-2 1基金项目:云南省重大科技计划项目(2 0 2 2 0 2 AG050010)作者简介:胡尚军(1997 一),男,湖北孝感
10、人,硕士研究生,主要从事尾矿资源化利用研究。通信作者:谢贤(198 1一),男,湖南怀化人,博士,教授,主要从事尾矿资源化利用、浮选理论及工艺研究。文献标志码:AKunming 650093,China;Tailings Resources,Kunming 650093,China)文章编号:16 7 1-9492(2 0 2 4)0 3-0 0 6 8-0 82024年第3 期铅锌作为我国重要的优势有色金属矿产,总储量占全球的2 4%以上,居世界前列1。我国的铅锌矿床分布具有呈群呈带的特点,主要分布在广东、云南、甘肃以及内蒙古等省区2-3 。铅锌金属主要用于电气、机械、化学和医药等行业,是不
11、可缺少的基础性材料4-5。现已发现的铅、锌矿物共有2 50 余种,其中目前可供于工业利用的仅有17 种6 。尽管我国铅锌金属矿产资源较丰富,但铅锌金属矿多呈现品位低、伴生元素多以及矿石组成复杂的特点7-8 ,并且伴随着铅、锌资源的长期高强度开发,使得铅锌保有储量迅速减少,优质矿床濒于耗尽9,导致现有的铅锌矿石逐渐趋于贫、细、杂化。近年来,铅锌矿石的市场需求不断加大,采取合适的选矿工艺流程,从铅锌矿石中高效地选出高品位和高回收率的铅、锌精矿,已成为当下热门的研究Table 1 Results of chemical multi-element analysis of the raw ore成分P
12、b含量4.231.2原矿铅、锌化学物相分析为了解铅、锌矿物在原矿中的赋存状态,以及进一步确定原矿中主要矿物组成,对原矿进行了铅、锌化学物相分析,分析结果见表2、3。由表2、3 可知,铅相别铅矾中铅含量0.13分布率3.07Table 31Results of zinc chemical phase of the raw ore锌相别硫酸锌中锌含量0.03分布率0.371.3主要有用矿物的嵌布特征原矿中的有用矿物主要为方铅矿和闪锌矿。由图1、2 可知,闪锌矿与方铅矿均呈它形粒状,嵌布特征主要为:1)闪锌矿与方铅矿均呈浸染状分布于矿石中,嵌布粒度大小悬殊,部分矿石中闪锌矿粒度小于0.1mm,方铅矿
13、粒度小于0.0 5mm,与透明矿物颗粒相间分布;2)闪锌矿与方铅矿关系尤为密切,大部分为毗邻连生,部分为相互包裹,其中以闪锌矿中胡尚军等:贵州某硫化铅锌矿选矿试验研究1矿石性质1.1原矿化学多元素分析对原矿进行了化学多元素分析,分析结果见表1。由表1可知,铅和锌为具有回收价值的金属元素,品位分别为4.2 3%和8.0 2%;杂质组分主要为SiOz和CaO,含量分别为15.56%和13.2 6%。表1原矿化学多元素分析结果ZnFe8.0217.68表2 铅化学物相分析结果Table 2Results of lead chemical phase of the raw ore白铅矿中铅0.163.
14、78表3 锌化学物相分析结果氧化物中锌硫化物中锌0.187.552.2594.14包裹方铅矿为主;3)闪锌矿与黄铜矿互为固溶体,在少数闪锌矿中黄铜矿呈尘点状分布,大部分嵌布粒度为0.0 0 50.0 1mm;4)闪锌矿的嵌布粒度为0.0 110.00mm,方铅矿的嵌布粒度为0.0 5 1.2 0 mm。矿物嵌布特征结果表明,方铅矿和闪锌矿混杂分布,紧密共生。有用矿物铅与锌的浮选分离较难,需要制定适宜的磨矿细度来降低铅、锌精矿中的相互包含。69课题。铅锌矿的选别流程一般以“优先浮铅再选锌”工艺、“铅锌混合浮选一铅锌分离浮选”工艺以及“铅锌等可浮”工艺流程为主10-1。贵州某铅锌矿石嵌布粒度微细、
15、共生关系复杂,为确定适宜该铅锌矿石高效回收的选别工艺流程和药剂制度,对该铅锌矿石开展了选别试验研究,为后期性质相似的矿产开发提供借鉴。/%SSiO218.1215.56原矿中铅主要以硫化铅形式存在,分布率为85.58%,其余为铅矾、白铅矿和铅铁矾等氧化铅矿物;锌的存在形式主要为硫化锌,其分布率为94.14%,由此判断该矿石为硫化铅锌矿。/%方铅矿中铅铅铁矾及其他铅3.620.3285.587.57锌铁尖晶石及其他Zn0.263.24MgO1.24Cao13.26Mn3.21Al2035.76总铅4.23100.0/%总锌8.02100.070有色金属(选矿部分)2024年第3 期闪锌矿闪锌矿方
16、铅矿0.2mm图1闪锌矿的嵌布特征Fig.1 Distribution characteristics of sphalerite2.mm闪锌矿方铅矿闪锌矿图2 方铅矿的嵌布特征Fig.2Distribution characteristics of galena2选矿试验及结果讨论在对原矿性质充分了解的基础上,采用“优先浮铅再选锌”的工艺流程进行了前期探索试验。在选择锌的抑制剂时,对硫酸锌和巯基乙酸钠进行了试验,结果表明,当采用巯基乙酸钠时,铅粗精矿中铅回收率更高,且药剂用量更少,最终确定采用石灰作为pH调整剂,巯基乙酸钠作为锌的抑制剂,并确定巯基乙酸钠最佳用量为10 0 0 g/t,乙硫氮
17、和丁基黄药作为铅的组合捕收剂,X-43替代硫酸铜作为锌的活化剂,丁基黄药作为锌的捕收剂。为确定药剂的最佳用量,采用“1次粗选”进行铅的粗选药剂条件试验。2.1优先选铅条件试验2.1.1铅粗选磨矿细度试验原矿中有用矿物与脉石矿物充分解离是后续浮选试验成功的关键12 ,实际生产中常通过磨矿细度影响浮选试验指标的好坏来确定适宜的磨矿细度。固定石灰用量1.0 0 0 g/t、巯基乙酸钠用量方铅矿闪锌矿L0.1mm1000g/t、乙硫氮十丁基黄药40 十40 g/t和松醇油20g/t,按照图3 所示流程进行磨矿细度试验,试验结果见图4。原矿磨矿细度(变量)3*石灰pH=9103*硫基乙酸钠10 0 03
18、*丁基黄药+乙硫氮40+401*松醇油2 0铅粗选5铅粗精矿图3铅粗选磨矿细度试验流程Fig.3 Flowsheet of grinding fineness tests onlead roughing从图4可看出,随着磨矿细度的增加,铅粗精矿中铅品位逐渐增加,铅回收率先增加后降低。当磨矿细度超过一0.0 7 4mm占8 0%时,粗精矿中铅的品位随着磨矿细度的增加而增加,但回收率却开0.1mm药剂用量单位:g/t搅拌、浮选时间单位:min下同尾矿2024年第3 期18.518.0F17.5516.516.0F15.515.0g60Fig.4Results grinding fineness t
19、ests始下降。综合考虑,选择铅粗选适宜的磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 0%,此时铅的品位为17.7 9%、回收率为7 1.0 3%。2.1.2铅粗选石灰用量试验铅粗选过程中添加石灰能有效降低原矿中黄铁矿等组分对精矿质量的影响,其用量对于铅锌矿物的回收起着尤为关键的作用。若用量过高,会造成管道结垢堵塞和因泡沫发黏导致精矿过滤困难等问题13-14。此外,在锌硫分选时,过量的石灰还会大量消耗作业段的锌活化剂和选硫调整剂15-16 ,确定适宜的石灰用量是硫化铅锌矿选矿试验成功的重要一步。按图3 所示流程,在磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 0%、琉基乙酸钠用量1000g/t、丁基黄药十乙硫氮
20、用量40 十40 g/t、松醇油用量2 0 g/t的条件下,考查石灰用量对铅浮选指标的影响,试验结果见图5。21201917161540Fig.5 Results of lime dosage tests胡尚军等:贵州某硫化铅锌矿选矿试验研究727068%/率外回66164铅品位一一铅回收率162.606570磨矿细度(-0.0 7 4 mm)%图4磨矿细度试验结果铅品位70一一铅回收率695001000石灰用量/gt)图5石灰用量试验结果71由图5可知,铅粗精矿中铅的品位随石灰用量的增加而增加,铅的回收率先增加后减少。当铅品位达到最高值后,继续增加石灰用量,铅品位有下降的趋势,这说明过量的石
21、灰会对铅的浮选产生抑制。当石灰用量为2 0 0 0 g/t时,铅粗精矿中铅品位为19.92%、回收率为7 6.57%;当石灰用量进一步增加,铅粗精矿中铅回收率增加幅度较小,铅的品位反而有所下降,最终确定铅粗选石灰最佳用量为2 000 g/t。758015002.000852.50090777675731713.0002.1.3铅粗选捕收剂用量试验铅粗选捕收剂采用选择性较好的乙硫氮和丁基黄药混用17,配比为1:1,为提高铅粗选试验中铅的浮选指标,进行了组合捕收剂用量试验,试验流程同图3。试验条件:磨矿细度一0.0 7 4mm占8 0%,石灰用量2 0 0 0 g/t,巯基乙酸钠用量10 0 0
22、g/t,组合捕收剂(乙硫氮+丁基黄药)用量为2 0 十2 0、3 0 十3 0、40+40、50+50 g/t,试验结果见图6。22.021.5F21.0F%/智聘20.520.0F19.5F一铅品位一一铅回收率一一锌回收率19.020+20丁基黄药+乙硫氮用量/gt)图6 铅粗选捕收剂用量试验结果Fig.6Results of the lead roughing collectordosage test tests由图6 可知,随着铅粗选捕收剂用量的增加,铅粗精矿中铅回收率逐渐上升,铅品位逐渐下降;锌在铅精矿中的损失量有所增加。当组合捕收剂(乙硫氮+丁基黄药)用量确定为40 十40 g/t时
23、,铅粗精矿中铅品位为19.9 2%,铅回收率达到最大,为76.57%。随着组合捕收剂用量的进一步增加,铅粗精矿中铅的回收率变化不明显,但锌在铅粗精矿中的损失量会增加。综合考虑铅的品位和锌在铅粗精矿中的损失率,确定铅粗选适宜的组合捕收剂(乙硫氮十丁基黄药)用量为40 十40 g/t。80030+3040+4050+503*石灰10 0 0722.1.4车铅粗精矿再磨细度试验原矿中有部分硫化铁矿物与方铅矿密切共生,为提高铅粗精矿中铅的解离度,进一步提高铅品位,对铅粗精矿再磨细度进行了试验。固定粗磨磨矿细度为一0.0 7 4mm占8 0%、石灰用量为2 0 0 0 g/t、巯基乙酸钠用量为10 0
24、0 g/t、组合捕收剂(乙硫氮十丁基黄药)用量为40 十40 g/t,试验流程见图7,试验结果见图8。3*丁基黄药+乙硫氮40+401*松醇油2 0铅粗选5再磨(细度(变量)3*石灰50 03*丁基黄药+乙硫氮15+15铅精选I33*石灰3 0 0铅精选2铅精矿图7 铅粗精矿再磨细度试验流程Fig.7Flowsheet of regrinding fineness testson lead rough concentrate70四铅品位口铅回收率6563.0160F%/碧聘5551.0950F4540图8铅粗精矿再磨细度试验结果Fig.8Results of regrinding finene
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