某伴生银铅锌矿低碱浮选试验研究①_陈倩文.pdf

某伴生银铅锌矿低碱浮选试验研究 ① 陈倩文1， 艾光华1，2， 罗丽芳1， 杨 冰1， 王 澜1 （1.江西理工大学 资源与环境工程学院，江西 赣州 341000； 2.江西省矿业工程重点实验室，江西 赣州 341000） 摘 要 针对某伴生银铅锌矿石，采用低碱优先浮选工艺，对铅、锌以及伴生银进行综合回收。 通过闭路试验，最终可获得铅精矿铅 品位 60.29％、回收率 92.71％，银品位 826.13 g/ t、银回收率 67.69％，尾矿中银回收率 13.85％；锌精矿锌品位 47.11％、回收率 91.79％。 对铅精矿产品进行质量分析，结果表明，铅精矿达到了二级品标准。 说明低碱工艺有利于伴生银的综合回收，具有良好的 发展前景。 关键词 铅锌矿； 伴生银； 综合回收； 低碱优先浮选； 铅； 锌 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2018.06.013 文章编号 0253-6099（2018）06-0060-04 Low-alkali Flotation of a Lead-Zinc Ore with Associated Silver CHEN Qian-wen1， AI Guang-hua1，2， LUO Li-fang1， YANG Bing1， WANG Lan1 （1.School of Resources and Environmental Engineering， Jiangxi University of Science and Technology， Ganzhou 341000， Jiangxi， China； 2.Jiangxi Key Laboratory of Mining Engineering， Ganzhou 341000， Jiangxi， China） Abstract To comprehensively recover lead， zinc and the associated silver resources from a lead-zinc ore， a low-alkali preferential flotation approach was introduced. A closed-circuit test resulted in 92.71％ Pb recovery and 67.69％ Ag recovery to a lead concentrate grading 60.29％ Pb and 826.13 g/ t Ag， and tailings with silver recovery at 13.85％， the obtained zinc concentrate grading 47.11％ Zn grade at 91.79％ recovery. According to the product quality analysis， the lead concentrate reached the standard of grade Ⅱ. It is concluded that the low alkali process is beneficial for comprehensive recovery of associated silver and has great prospects for application. Key words lead-zinc ore； associated silver； comprehensive recovery； low-alkali preferential flotation； lead； zinc 我国的铅锌矿产资源分布广泛，储量十分丰 富［1-2］。 为了实现有用矿物间的有效分离，常使用石 灰高碱工艺，抑制硫化铅锌矿石中伴生的硫化铁矿 （黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿）等［3-4］。 但在浮选体系 中，高碱条件会造成矿浆中的泡沫粘度增加，且石灰容 易堵塞设备，另外，在高碱条件下，石灰会对矿石中铅 矿物及伴生的银矿物起到抑制作用，不利于铅精矿指 标的进一步提高，尤其不利于伴生银的综合回收［5-6］。 本文针对某含银硫化铅锌矿石，采用低碱优先浮选工 艺流程，对该伴生银铅锌矿进行综合回收试验研究。 1 矿石性质 某铅锌矿矿石中主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、 铁闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿。 铅锌矿 中的伴生银未形成独立银矿物，主要分散于方铅矿、闪 锌矿等硫化矿物中。 非金属矿物主要有石英、绿泥石、 方解石、绢云母等。 矿石矿物组成及相对含量见表 1， 原矿化学多元素分析结果如表 2 所示，铅、锌物相分析 结果如表 3 所示。 结果表明，该矿石中铅、锌主要以硫 化矿形式存在，只有少量的氧化矿。 表 1 矿物组成及相对含量（质量分数） / 方铅矿铁闪锌矿闪锌矿黄铁矿磁黄铁矿白铁矿磁铁矿 1.32.53.84.51.5微量偶见 褐铁矿黄铜矿石英绿泥石方解石绢云母 偶见偶见2131301.7 ①收稿日期 2018-06-15 基金项目 国家自然科学基金（51564014）；江西省重点研发计划项目（20171BBG70043）；江西省自然科学基金（20171BAB206025） 作者简介 陈倩文（1995-），女，江西赣州人，硕士研究生，主要从事稀土提取理论与工艺研究。 通讯作者 艾光华（1980-），男，云南楚雄人，副教授，博士，主要从事矿物加工工程及资源综合利用等方面研究。 第 38 卷第 6 期 2018 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №6 December 2018 ChaoXing 表 2 原矿化学多元素分析结果（质量分数） / PbZnAg1）STFeP 1.963.6336.707.809.890.035 Al2O3CuMnKCaOSiO2 5.930.032.650.9312.1251.96 1） 单位为 g/ t。 表 3 物相分析结果 元素相态含量/ ％分布率/ ％ 硫化铅中铅1.9197.62 铅氧化铅中铅0.0502.38 合计1.96100.00 硫化锌中锌3.4294.49 锌氧化锌中锌0.2085.51 合计3.63100.00 2 试验方法 试验使用 XMQ-Φ24090 锥形球磨机，以钢球作 为磨矿介质进行磨矿，对磨矿产品进行浮选试验，浮选 使用 XFD、XFG 系列浮选机。 浮选试验使用低碱工艺，采用“优先浮选”原则流 程，即使用抑制剂抑制锌、硫矿物，优先浮选铅矿物，获 得铅粗精矿再进行精选得到铅精矿，同时尽可能将伴 生银富集于铅精矿中；选铅尾矿使用活化剂活化锌矿 物，浮选获得锌精矿。 试验原则流程如图 1 所示。 原矿 磨矿 药剂单位g/t CaO， pH9 抑制剂 捕收剂 2油 铅 粗选 铅粗精矿 14 3 min 3 min 3 min 2 min 3 min CaO， pH11 活化剂 捕收剂 2油 锌 粗选 锌粗精矿尾矿 7 3 min 3 min 3 min 2 min 3 min 图 1 试验原则流程 3 结果与讨论 3.1 磨矿细度试验 磨矿的目的是实现有用矿物的单体解离的同时， 尽可能减少有用矿物的过粉碎［7-8］。 试样各矿物之间 紧密共生，因此进行了磨矿细度试验，以确定该伴生银 铅锌矿的最佳磨矿细度。 浮选使用 Na2CO3和少量石 灰作为 pH 调整剂，矿浆 pH9 左右，捕收剂采用丁基 黄药和丁铵黑药 1∶ 1混合，总用量为 80 g/ t，锌矿物抑 制剂使用 ZnSO4，用量为500 g/ t。 磨矿细度对铅、锌浮 选指标的影响如图 2 所示。 -0.074 mm粒级含量/ 24 22 20 18 80 60 40 20 0 5060708090 品位/ 回收率/ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ 铅品位 铅回收率 银回收率 锌回收率 图 2 磨矿细度试验结果 由图 2 可见，铅粗精矿浮选指标及伴生银回收率 与磨矿细度密切相关。 铅粗精矿中铅品位随着磨矿细 度增加呈上升趋势，银回收率先增加后略有下降，伴生 银回收率增加趋势与铅回收率增加趋势基本相同，而 锌回收率呈降低趋势。 说明有用矿物的单体解离随着 磨矿细度增加也逐渐增加，而且伴生银主要富集在铅 精矿中。 当磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 90％时，铅 粗精矿中铅、银回收率降低，这表明过粉碎程度增加， 导致金属损失。 当-0.074 mm 粒级占 80％时，获得铅 粗精矿中各矿物浮选指标均较佳，因此适宜的磨矿细 度为-0.074 mm 粒级占 80％。 3.2 铅粗选硫酸锌用量试验 浮选过程中常使用硫酸锌与碳酸钠组合作为闪锌 矿的抑制剂，具有强烈的选择性抑制作用，在 pH8～9 时，可在闪锌矿表面形成硫酸锌和氢氧化锌，从而使 闪锌矿的亲水性增加［9］。 为了使铅锌矿有效分离， 促进银在铅精矿中的富集，提高铅精矿中铅、银品位 及降低锌回收率，进行了抑制剂硫酸锌用量试验，结 果见图 3。 硫酸锌用量/（g t-1） 22.0 21.5 21.0 20.5 20.0 100 80 60 40 20 0 40060080010001200 品位/ 回收率/ ■ ● ▲ ◆ ■ ■ ■ ■ ■ ● ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ◆ ● ◆ ● ◆ ● ◆ ● ◆ 铅品位 铅回收率 银回收率 锌回收率 图 3 硫酸锌用量试验结果 16第 6 期陈倩文等 某伴生银铅锌矿低碱浮选试验研究 ChaoXing 由图 3 可见，铅品位随着硫酸锌用量增加逐渐增 加，锌回收率逐渐降低。 说明硫酸锌用量增加，对闪锌 矿抑制作用增强，而对铅及银的浮选指标无明显影响。 当硫酸锌用量超过 800 g/ t，锌回收率无明显变化。 为 节省药剂成本，并取得良好的浮选指标，确定抑制剂硫 酸锌用量为 800 g/ t。 3.3 铅粗选捕收剂种类试验 丁基黄药（BX）作为常用的捕收剂，具有捕收能力 强、选择性较差的特点；丁铵黑药（ADDP）作捕收剂时 可在较低的 pH 值条件下浮选方铅矿，选择性较好，而 且可以不加起泡剂，减少了药剂用量；乙硫氮（BSN）在 铅锌浮选分离时，在高碱条件下，增加了铅锌之间的可 浮性差异，选择性高于丁基黄药。 为了获得良好的选别指标，实现伴生银的综合回 收，采用以上捕收剂，并进行组合使用，配比为 1 ∶1，捕 收剂用量均为 30 g/ t，进行了捕收剂种类试验，结果如 图 4 所示。 捕收剂种类 30 20 10 0 100 80 60 40 20 0 BX 品位/ 回收率/ BXADDPBSNBXBSNADDP 铅品位 铅回收率 银回收率 锌回收率 图 4 捕收剂种类试验结果 由图 4 可知，以丁基黄药作捕收剂，铅粗精矿中锌 品位过高，其选择性较差；丁铵黑药作捕收剂，铅品位 较高，说明其选择性好，但对伴生银的回收效果不佳。 结果也表明，组合捕收剂的效果明显优于单一捕收剂， 说明两种捕收剂组合后可使溶液的物理化学性质发生 明显变化，产生协同效应。 有研究表明协同效应主要 表现在减少了药剂作用在矿物表面的活性，对捕收剂 的捕收性以及矿物浮选分离等产生促进作用［10-12］。 综合分析，采用丁基黄药与丁铵黑药组合作为最佳的 捕收剂。 3.4 铅粗选捕收剂用量试验 为探索最佳的捕收剂用量，在上述试验基础上进行 了捕收剂用量试验，结果如图 5 所示。 由图 5 可见，当 组合捕收剂用量为 80 g/ t 时，铅回收率达到 84.38％，伴 生银回收率为 69.29％，锌回收率为 8.10％。 用量超过 80 g/ t 时，铅粗精矿中锌指标过高，不仅使铅粗精矿产 品质量降低，也降低了对锌的综合回收，且银回收率降 低。 因此，确定最佳的组合捕收剂用量为 80 g/ t。 捕收剂用量/（g t-1） 25 24 23 22 21 20 100 80 60 40 20 0 30504070608090100 品位/ 回收率/ ■ ● ▲ ◆ ■ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ● ● ● ●● ◆ ◆◆ ◆ ◆ 铅品位 铅回收率 银回收率 锌回收率 图 5 捕收剂用量试验结果 3.5 锌粗选活化剂用量试验 优先浮选方铅矿后，为保证锌产品质量，将使用高 碱环境对黄铁矿进行抑制。 因此，锌浮选作业需将 pH 值增至 11 左右。 并对硫酸锌抑制的闪锌矿使用硫酸铜 进行活化，但过量的硫酸铜也会将被抑制的黄铁矿活 化，恶化浮选环境。 因此，以硫酸铜作为活化剂，固定矿 浆 pH11，丁基黄药作为闪锌矿捕收剂，用量为 40 g/ t， 进行了活化剂硫酸铜用量试验，结果如图 6 所示。 硫酸铜用量/（g t-1） 20 18 16 14 12 10 8 100 85 80 75 70 200300400500600 品位/ 回收率/ ■ ● ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● 锌品位 锌回收率 图 6 锌粗选硫酸铜用量试验结果 试验结果表明，锌回收率随活化剂硫酸铜用量增 加而增加，但当硫酸铜用量超过 400 g/ t 时，锌品位下 降明显，说明过量的硫酸铜将黄铁矿活化，导致锌品位 逐渐降低。 因此，确定最佳硫酸铜用量为 400 g/ t。 3.6 闭路试验 在条件试验和开路实验的基础上，进行了闭路试 验，并对闭路试验获得铅精矿进行了产品质量分析，闭 路试验流程如图 7 所示，结果见表 4，铅精矿产品质量 分析结果见表 5。 闭路试验结果表明，最终可获得铅品 位 60.29％、回收率 92.71％，银品位 826.13 g/ t、银回收率 67.69％的铅精矿和锌品位 47.11％、回收率 91.79％的锌 精矿。 尾矿中银回收率为 13.85％，说明伴生银主要富 集在铅精矿中。 铅精矿的产品质量分析结果表明，铅 精矿达到了二级品（YS/ T 3192007）标准。 26矿 冶 工 程第 38 卷 ChaoXing 铅 粗选 原矿 磨矿 -0.074 mm占80 扫选 1精选 1 精选 2扫选 2 Na2CO3 CaO， pH9 ZnSO4 丁铵黑药 丁基黄药 ZnSO4 丁铵黑药 丁基黄药 丁铵黑药 ZnSO4 扫选 3 铅精矿 精选 3 锌 粗选 扫选 1精选 1 精选 2扫选 2 CaO， pH11 CuSO4 丁基黄药 松醇油 CuSO4 丁基黄药 松醇油 丁基黄药 CaO， pH11 尾矿 扫选 3 锌精矿 精选 3 图 7 闭路试验流程 表 4 闭路试验结果 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ PbZnAg1）PbZnAg 铅精矿3.0160.293.64826.1392.713.0267.69 锌精矿7.080.9547.1195.743.4491.7918.45 尾矿89.910.0840.215.663.865.2013.85 原矿100.001.963.6336.73100.00100.00100.00 1） 单位为 g/ t。 表 5 铅精矿产品质量分析结果（质量分数） / PbZnAg1）SFeMgO 60.293.64826.1313.8811.670.019 Al2O3CuMnAsCaSiO2 0.10.031.110.020.320.19 1） 单位为 g/ t。 4 结 论 1） 该铅锌矿矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌 矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、白铁矿。 伴 生银主要分散于方铅矿、闪锌矿等硫化矿物中，未形成 独立银矿物，原矿含银36.70 g/ t，可将伴生银富集于铅 精矿中，从而实现对伴生银的综合回收。 2） 对该铅锌矿采用低碱优先浮选工艺流程，通过 闭路试验，可获得品位 60.29％、回收率 92.71％的铅精 矿，锌品位 47.11％、回收率 91.79％的锌精矿。 尾矿中 银回收率为 13.85％，伴生银主要富集于铅精矿中。 综 合回收了该铅锌矿中的伴生银，同时铅精矿达到二级 品标准。 3） 矿浆 pH 值是浮选的重要影响因素，在铅锌矿 浮选过程中低碱浮选不仅可以降低药剂成本，同时有 利于伴生银的综合回收，具有良好的应用前景。 参考文献 ［1］ 邱亚群，盘 樱，胡 芳，等. 某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研 究［J］. 矿冶工程， 2016（3）36-38. ［2］ 甘 恒，陈建华，李世凯. 广西某铅锌矿酸性矿石浮选试验研究［J］. 矿冶工程， 2017（4）41-44. ［3］ Sun Zhijian. Processing Research Refractory Lead-zinc Ore in Qinghai［J］. Nonferrous Metals Mieral Processing Section， 2016（5）22-24. ［4］ Wen Hao Pang， Quan Jun Liu， Peng Ding. Separation Test of Cop- per-Zinc-Sulfur Mixed Concentrate in Kazakhstan［J］. Advanced Ma- terials Research， 2013，683565-568. ［5］ 刘 斌，叶 茜. 铅锌矿石浮选分离抑制剂研究进展［J］. 有色矿 冶， 2014（4）33-36. ［6］ 演 阳，郑贵山，郑水林.等. 抑制剂对浮选铅锌矿尾矿中黄铁矿 的影响［J］. 化工矿物与加工， 2015，44（1）14-16. ［7］ Cao Yuchuan， Huang Guangyao， Yang Liuyi， et al. Study on Flota- tion Process of a Low Grade Copper Mine in Hubei Province［J］. Hu- nan Nonferrous Metals， 2016，32（3）9-13. ［8］ Bruckard W J， Sparrow G J， Woodcock J T. A review of the effects of the grinding environment on the flotation of copper sulfides［J］. Int J Miner Process， 2011，100（1-2）1-13. ［9］ 韩 朗，庹必阳，姚艳丽，等. 低品位氧化铅锌矿浮铅研究［J］. 矿 冶工程， 2016（4）30-32. ［10］ 何庆浪，韩 彬，童 雄，等. 组合捕收剂浮选低品位铜矿的试验 研究［J］. 矿产保护与利用， 2015（5）29-33. ［11］ 徐龙华，田 佳，巫侯琴，等. 组合捕收剂在矿物表面的协同效应 及其浮选应用综述［J］. 矿产保护与利用， 2017（2）107-112. ［12］ 孙 伟，周兵仔. 组合捕收剂对某金矿的选矿试验研究［J］. 中 国矿业， 2015，24（z2）201-204. 引用本文 陈倩文，艾光华，罗丽芳，等. 某伴生银铅锌矿低碱浮选试验 研究［J］. 矿冶工程， 2018，38（6）60-63. 36第 6 期陈倩文等 某伴生银铅锌矿低碱浮选试验研究 ChaoXing