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郴州某复杂硫化铅锌矿阶段磨浮试验研究 ① 曾维伟1，2， 阳 俊1 （1.湖南有色金属职业技术学院，湖南 株洲 412006； 2.中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083） 摘 要 针对郴州某复杂硫化铅锌矿资源的性质特点，采用铅快速浮选后尾矿再磨再选的阶磨阶选工艺，较好地实现了铅锌的高 效浮选回收。 研究了磨矿方式、捕收剂和调整剂种类及用量等因素对该矿石浮选的影响，确定了最佳浮选条件，通过小型闭路浮选 试验，得到了铅品位 60.05％、回收率 89.63％的铅精矿和锌品位 47.01％、回收率 88.14％的锌精矿。 关键词 硫化铅锌矿； 阶磨阶选； 硫化钠； 浮选； 快速浮选； 铅精矿； 锌精矿 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2020.04.013 文章编号 0253－6099（2020）04－0053－04 Experimental Study on Staged Grinding and Staged Flotation of a Complex Lead-Zinc Sulfide Ore in Chenzhou ZENG Wei-wei1，2， YANG Jun1 （1.Hunan Nonferrous Metals Vocational and Technical College， Zhuzhou 412006， Hunan， China； 2.School of Minerals Processing and Bioengineering， Central South University， Changsha 410083， Hunan， China） Abstract Aiming at the properties of the lead-zinc sulfide ore， a rapid flotation of lead was pered and the tailing obtained was then subjected to a process consisting of staged-grinding and staged-flotation， which realized the high-efficient flotation recovery of lead and zinc. Based on the exploration of the influence of grinding， types of collector and regulator on the ore flotation， the optimal flotation conditions were determined. After that， a small-scale closed-circuit flotation test with the determined conditions produced the lead concentrate approaching 60.05％ Pb grade at 89.63％ recovery and the zinc concentrate grading 47.01％ Zn at 88.14％ recovery. Key words lead-zinc sulfide ore； staged grinding and staged flotation； sodium sulfide； flotation； rapid flotation； lead concentrate； zinc concentrate 湖南郴州铅锌矿资源较为丰富，铅锌矿的硫化矿 与氧化矿常常共生在一起，随着优质铅锌资源不断开 发利用，复杂难选的铅锌矿石增多，此类矿石通常嵌布 粒度细、铅锌致密共生、氧化率高，选矿工艺变得复杂 难控制［1－9］。 本文针对郴州某铅锌矿，在研究矿石工 艺矿物学的基础上，探讨了该铅锌资源在当前技术经 济条件下采用阶磨阶选工艺流程的可行性。 1 矿石性质 矿石化学多元素分析结果见表 1。 由表 1 可见， 矿石中主要有价成分为 Pb、Zn。 矿石主要矿物组成及相对含量见表 2。 表 1 矿石化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ PbZnSFeSiO2MgOAl2O3CaO 8.157.5930.1415.6926.711.136.282.45 表 2 矿石矿物组成及相对含量（质量分数） ／ ％ 方铅矿闪锌矿和铁闪锌矿黄铁矿云母石英 7.99.121.98.913.1 绿泥石磁黄铁矿蒙脱石萤石其他 10.213.78.54.52.2 由表 2 可知，矿石中主要矿物有闪锌矿（含铁闪 锌矿）、方铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿、石英、绿泥石、蒙脱 ①收稿日期 2020－03－02 基金项目 湖南省自然科学基金（2019JJ70009）；2018 年度湖南省普通高校青年骨干教师培养项目 作者简介 曾维伟（1984－），男，湖南城步人，副教授，博士研究生，主要研究方向为矿产资源综合利用。 通讯作者 阳 俊（1985－），男，江西赣州人，讲师，硕士，主要研究方向为矿业工程。 第 40 卷第 4 期 2020 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.40 №4 August 2020 石、云母、萤石等。 对矿石中铅、锌矿物的嵌布粒度分布情况进行了 统计分析，结果见表 3。 表 3 铅锌矿物粒度分布情况 粒级／ mm 分布率／ ％ 方铅矿闪锌矿 －1.28＋0.647.15 1.51 －0.64＋0.3216.27 2.89 －0.32＋0.1618.57 10.02 －0.16＋0.0820.24 15.87 －0.08＋0.0415.62 22.09 －0.04＋0.0213.56 30.47 －0.02 8.5917.15 合计100.00100.00 由表 3 可知，方铅矿主要以粗粒为主的不等粒嵌 布，粗粒主要集中在 0.08～1.28 mm，累积含量为 62.23％； 闪锌矿主要呈细粒嵌布，主要集中在－0.16 mm，累积 含量为 85.58％。 该铅锌矿物粒度分布粗细不均匀，因 此可以考虑阶段磨矿阶段浮选的工艺流程。 2 试验方法 矿物的嵌布粒度分布和单体解离对铅锌矿的磨浮 工艺有决定性的作用，是矿物分离和回收的前提条件。 根据矿石性质分析结果，进行了阶磨阶选工艺和磨浮 工艺对比试验，试验中发现，第一段磨浮（铅快速浮 选）可以得到品位 35.18％、回收率 36.47％的铅粗精 矿，且第一段磨浮试验基本上不影响锌浮选；阶磨阶选 产品的品位及回收率都略高于磨浮试验产品。 因此， 本着“能收早收”的原则，确定采用阶磨阶选工艺流 程，试验流程见图1。 其中捕收剂 HQ77 是湖南华麒资 源环境科技发展有限公司研制发明的绿色环保药剂， 它是一种含氧酸盐有机药剂，可以在不加石灰的条件 下获得较好的选铅指标并提高伴生金、银的选矿指标， 实现“清洁生产” ［9－11］。 3 阶磨阶选条件试验 3.1 选铅 Na2S 用量试验 在氧化率较高的硫化铅锌矿石中可以加入 Na2S 活 化铅锌矿物的浮选［1］，Na2S 可以在矿物表面产生硫化 膜增强捕收剂的吸附能力［2，4－5］，在浮选过程中控制硫 化时间（硫化强度）和硫化钠用量是硫化法的关键环节。 按照图 1 所示流程，在铅浮选磨矿细度－0.074 mm 粒 级占 90.21％，抑制剂 ZnSO4用量 800 g／ t、Na2SO3用量 300 g／ t，捕收剂 HQ77 用量 200 g／ t，2＃油用量 40 g／ t， 锌浮选 CaO 用量 8 000 g／ t、CuSO4用量 300 g／ t、捕收 铅快速 浮选 铅 粗选 锌 粗选 原矿 磨矿-0.074 mm占65.54 3 min ZnSO4Na2SO3 3 min HQ77 3 min 2油 铅精 选1 锌精 选1 锌精 选2 铅精 选2 铅精 选3 铅精矿 500100 100 20 磨矿-0.074 mm占90.21 Na2S 抑制剂 捕收剂 2油 CaO CuSO4 捕收剂 2油 3 min 3 min 3 min 3 min 3 min 3 min 3 min 3 min 药剂单位g/t CaO 1000 中矿1 中矿2 中矿6尾矿中矿4 中矿5 中矿3 图 1 阶磨阶选试验流程 剂丁黄药用量 100 g／ t、2＃油用量 40 g／ t 条件下，进行 了 Na2S 用量试验，结果见图 2。 从试验结果可以看 出，Na2S 用量增加，铅、锌精矿品位和回收率均上升， 当 Na2S 用量达到 200 g／ t 后，铅、锌品位开始下降，回 收率趋于平缓。 因此确定 Na2S 的适宜用量为 200 g／ t。 Na2S用量／g t-1 90 80 70 60 50 40 30 90 80 70 60 50 40 30 015010050200250300 品位／ 回收率／ ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 ■ ● ■ ● 图 2 Na2S 用量与铅、锌浮选指标关系 在 Na2S 用量 200 g／ t 条件下进行了硫化时间试 验，结果见图 3。 由图 3 可见，在硫化时间 7 min 时， 铅、锌浮选指标均达到峰值，之后指标下降，因此确定 适宜的硫化时间为 7 min。 3.2 选铅捕收剂种类及用量试验 选择性好、捕收能力强的硫化矿捕收剂是高效回 收铅金属的关键。 按照图 1 所示流程，其他条件不变， 选择丁黄药、丁铵黑药、乙硫氮和 HQ77 进行了捕收剂 45矿 冶 工 程第 40 卷 硫化时间／min 90 80 70 60 50 40 90 80 70 60 50 40 1107413161922 品位／ 回收率／ ■ ● ■ ● 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 ■ ● ■ ● ■ ■ ● ● ■ ● ■ ● ■ ● ■● 图 3 硫化时间与铅、锌浮选指标关系 种类试验，用量均为 200 g／ t，结果见表 4。 结果表明， 在捕收剂用量相同时，HQ77 的综合回收指标明显优 于其他 3 种捕收剂。 在此基础上进行了 HQ77 用量试 验，结果见图 4。 可见随着 HQ77 用量增加，铅精矿中 铅品位降低而回收率增加，当 HQ77 用量超过 200 g／ t 后品位上升缓慢，故选择 HQ77 用量 200 g／ t 进行后续 试验。 表 4 捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 品位％回收率％ PbZnPbZn 铅精矿12.5147.653.8379.715.82 丁黄药 锌精矿16.051.8942.024.0681.94 尾矿71.441.701.4116.2412.24 原矿100.007.488.23100.00100.00 铅精矿12.7342.982.9372.914.58 丁铵黑药 锌精矿16.342.3742.735.1685.68 尾矿70.932.321.1221.939.75 原矿100.007.508.15100.00100.00 铅精矿11.8355.171.9786.392.86 HQ77 锌精矿15.221.8245.513.6784.89 尾矿72.951.031.379.9512.25 原矿100.007.568.16100.00100.00 铅精矿10.6754.482.2078.282.89 乙硫氮 锌精矿14.371.9945.533.8580.43 尾矿74.961.771.8117.8716.68 原矿100.007.438.13100.00100.00 捕收剂用量／g t-1 90 70 50 30 90 70 50 30 50200150100250300 品位／ 回收率／ ● ● ● 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 ■ ● ■ ● ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ■ ■ ■ ■ 图 4 HQ77 用量与铅、锌浮选指标关系 3.3 选铅抑制剂种类及用量试验 硫化锌矿物最常见的抑制剂是硫酸锌和亚硫酸盐 类。 按照图 1 所示流程，HQ77 用量 200 g／ t，其他条件 不变，选择 ZnSO4和 Na2SO3作为铅浮选的抑制剂考察 其对矿物的抑制效果，结果见表 5。 结果表明，ZnSO4 和 Na2SO3组合抑制剂的抑制效果较好，能够同时获得 较高品位和回收率的铅精矿和锌精矿。 随即进行了组 合抑制剂用量试验，结果见图 5。 可见铅、锌精矿品位 和回收率随抑制剂用量增加而提高，当组合抑制剂用 量达到 ZnSO4800 g／ t 和 Na2SO3300 g／ t 之后，铅、锌品 位提升缓慢而回收率开始下降，故选择 ZnSO4用量 800 g／ t 和 Na2SO3用量 300 g／ t 进行后续试验。 表 5 抑制剂种类试验结果 抑制剂种类及用量 ／ （gt －1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位％回收率％ PbZnPbZn ZnSO4 1 000 铅精矿12.5748.193.4079.005.29 锌精矿15.982.0737.734.3174.70 尾矿71.451.792.2616.6820.01 原矿100.007.678.07100.00100.00 Na2SO3 1 000 铅精矿11.9651.372.6180.603.84 锌精矿15.641.9141.633.9280.05 尾矿72.401.631.8115.4816.11 原矿100.007.628.13100.00100.00 ZnSO4 800 Na2SO3 300 铅精矿11.8355.171.9786.392.86 锌精矿15.221.8245.513.6784.89 尾矿72.951.031.379.9512.25 原矿100.007.568.16100.00100.00 ZnSO4Na2SO3用量／g t-1 90 80 70 60 50 40 90 80 70 60 50 40 80030050020010005001500500 品位／ 回收率／ 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 ■ ● ■ ● ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ■ ● ■ ● ■ ■ ● ● 图 5 抑制剂用量与铅、锌浮选指标关系 4 闭路试验 在条件试验基础上，进行了铅浮选（两粗三精两 扫）和锌浮选（一粗两精两扫）的实验室小型浮选闭路 试验，试验流程如图 6 所示，结果见表 6。 小型浮选闭 路试验获得了铅品位 60.05％、铅回收率 89.63％的铅 精矿和锌品位 47.01％、锌回收率 88.14％的锌精矿，较 55第 4 期曾维伟等 郴州某复杂硫化铅锌矿阶段磨浮试验研究 好地实现了铅锌的回收。 锌 粗选 锌扫 选2锌精 选2 锌精 选1锌扫 选1 铅扫 选1铅精 选1 铅精 选2铅扫 选2 铅精 选3 锌精矿尾矿 铅 粗选 铅精矿 铅快速 浮选 原矿 磨矿-0.074 mm占65.54 3 min ZnSO4Na2SO3 3 min HQ77 3 min 2油 500100 100 20 7 min Na2S 3 min ZnSO4Na2SO3 3 min HQ77 3 min 2油 200 700200 150 40 3 min CaO 3 min CuSO4 3 min 丁黄药 3 min 2油 8000 250 80 40 3 min丁黄药 3 min 2油 20 20 ZnSO4 HQ77 200 50 磨矿-0.074 mm占90.21 3 min 4 min 5 min4 min 5 min4 min 4 min 4 min 4 min5 min 5 min 3 min 药剂单位g/t CaO 3 min 8000 图 6 小型浮选闭路试验工艺流程 表 6 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ PbZnPbZn 铅精矿11.2460.051.5789.632.16 锌精矿15.331.1247.012.2888.14 尾矿73.430.831.088.099.70 原矿100.007.538.18100.00100.00 5 结 论 1） 针对矿石中矿物嵌布粒度不均匀的情况，阶磨 阶选工艺可以实现铅的“能收早收”，工业上是否可行 还需进行技术经济分析。 2） 铅快速浮选、两粗三精两扫铅浮选和一粗两精 两扫锌浮选的实验室小型浮选闭路试验可以获得铅品 位60.05％、铅回收率 89.63％的铅精矿和锌品位 47.01％、 锌回收率 88.14％的锌精矿。 3） 在氧化率较高的铅锌矿中加入 Na2S 可以较好 地活化矿物浮选，提高铅锌浮选指标。 参考文献 ［1］ 胡熙庚. 有色金属硫化矿选矿［M］. 北京冶金工业出版社， 1984. ［2］ 谭 欣，李长根. 国内外氧化铅锌矿浮选研究进展（Ⅱ）［J］. 国外 金属矿选矿， 2000（4）2－5. ［3］ 赵文迪，章晓林，王其宏，等. 四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研 究［J］. 矿冶工程， 2018，38（4）45－49. ［4］ 艾光华，邱廷省，严华山，等. 四川某高氧化率铅锌银多金属硫化 矿浮选［J］. 有色金属工程， 2014（5）48－51. ［5］ 徐朝刚，李光英，陈红兵. 云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研 究［J］. 矿冶工程， 2019，39（6）66－69. ［6］ 谢丹丹. 四川会理难选氧化铅锌矿选矿试验研究［D］. 昆明昆明 理工大学国土资源工程学院， 2017. ［7］ 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