山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究.pdf

山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究 ① 赵 杰， 谭 欣， 王中明， 刘书杰， 苏建芳 （北京矿冶科技集团有限公司 矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京 １０２6００） 摘 要 对含铅０．４８％ 、锌０．７５％、银９０．００ g／ t 的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。 采用铅银混浮⁃锌浮选工艺，在磨矿 细度－０．０７４ mm 粒级占 ８０％条件下，以水玻璃为调整剂、硫酸锌＋亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK９０6 和 BK９０３G 为组合捕收剂、BK⁃ ２０１ 为起泡剂，优先选铅银，选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌，可获得铅品位 ２７．５４％、铅回 收率 ７6．４７％、银品位 ５ ２５２．５ g／ t、银回收率 ７３．０３％、锌品位 ３．８７％的铅银混合精矿和锌品位 ５４．９6％、锌回收率 ７１．００％、银品位 ３５９．6 g／ t 的锌精矿。 关键词 铅银混浮； 浮选； 铅锌银多金属矿； 铅锌矿； 铅精矿； 锌精矿 中图分类号 TD９２３文献标识码 Adoi１０．３９6９／ j．issn．０２５３－6０９９．２０１９．０１．０１１ 文章编号 ０２５３－6０９９（２０１９）０１－００４４－０５ Experimental Study on Beneficiation of a Polymetallic Pb⁃Zn⁃Ag Ore in Shanxi ZHAO Jie， TAN Xin， WANG Zhong⁃ming， LIU Shu⁃jie， SU Jian⁃fang （State Key Laboratory of Mineral Processing， BGRIMM Technology Group， Beijing １０２6００， China） Abstract A beneficiation test was conducted with a polymetallic Pb⁃Zn⁃Ag ore from Shanxi Province that containing ０．４８％ Pb， ０．７５％ Zn and ９０．００ g／ t Ag． A process composed of lead⁃silver bulk flotation and zinc flotation was adopted， with grinding fineness of －０．０７４ mm ８０％， with sodium silicate as the regulator， zinc sulfate and sodium sulfite as the inhibitor for zinc mineral， BK９０6 and BK９０３G as a combined collector for lead⁃silver minerals， BK⁃２０１ as the frother to preferentially concentrate lead⁃silver minerals， lime as the regulator for lead⁃silver flotation tailings， copper sulfate as the activator and butyl xanthate as the collector for zinc flotation． As a result， the experiment produced a lead⁃ silver concentrate approaching ２７．５４％ Pb grade at ７6．４７％ recovery， ５ ２５２．５ g／ t Ag grade at ７３．０３％ recovery and ３．８７％ Zn grade， as well as a zinc concentrate grading ５４．９6％ Zn and ３５９．6 g／ t Ag with zinc recovery rate at ７１．００％． Key words lead⁃zinc bulk flotation； flotation； polymetallic Pb⁃Zn⁃Ag ore； lead⁃zinc mineral； lead concentrate； zinc concentrate 我国的铅锌矿石类型复杂，共伴生组分较多，综合 利用价值大，以硫化铅锌矿为主，总体表现为贫矿多、 富矿少［１－３］。 随着世界经济全球化进程的加快，铅锌 开采业竞争愈演愈烈，铅锌矿相关选矿工艺技术的研 究和开发显得非常重要［４－6］。 本文针对山西某铅锌银 多金属矿，进行了工艺矿物学研究及选矿工艺研究，为 实现该资源的高效开发利用提供依据。 １ 原矿性质 山西某铅锌银多金属矿原矿化学多元素分析结果 见表 １。 表 １ 原矿化学多元素分析结果质量分数） ／ ％ CuPbZnSFeAg１）Au１）Mn ０．００７０．４８０．７５１．３８２．３５９０．０００．０５１．９１ P TiO２SiO２Al２O３ CaOMgO K２ONa２O ０．０４８０．２０6４．３５１０．6８１．７１１．２９6．８５０．１８ １） 单位为 g／ t。 由表 １ 可知，矿石中铅、锌和银含量分别为 ０．４８％、 ①收稿日期 ２０１８－０８－２５ 基金项目 北京矿冶科技集团科研基金（JTKJ１８３９） 作者简介 赵 杰（１９８７－），男，湖北武汉人，硕士，工程师，主要从事选矿理论与工艺的研究。 第 ３９ 卷第 １ 期 ２０１９ 年 ０２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol．３９ №１ February ２０１９ 万方数据 ０．７５％和 ９０．００ g／ t，可综合回收。 原矿铅和锌化学物相分析结果分别见表 ２ 和表 ３。 表 ２ 原矿铅化学物相分析结果 相别铅含量／ ％分布率／ ％ 硫化铅中铅０．３９８１．０８ 碳酸铅中铅０．０6５１３．５１ 与锰结合的铅０．０２6５．４１ 合计０．４８１１００．００ 表 ３ 原矿锌化学物相分析结果 相别锌含量／ ％分布率／ ％ 硫化锌中锌０．７３９6．８２ 氧化锌中锌０．０２４３．１８ 合计０．７５４１００．００ 矿石中的铅矿物主要为方铅矿，其次为锰铅矿，微 量的白铅矿；锌矿物为闪锌矿；其它金属矿物主要为黄 铁矿，其次为褐铁矿，另有微量黄铜矿、斑铜矿、铜蓝、 硬锰矿、锰钡矿、钛铁矿、磁铁矿等。 银矿物主要为辉 银矿，其次为自然银，此外矿石中还有微量硫锑铜银 矿、银黝铜矿、硫铜银矿等。 矿石中的脉石矿物大部分 为石英和微斜长石，其次为绢云母，少量的白云石、菱 锰矿、菱铁矿、钠长石，微量的金红石、磷灰石、钙长石、 方解石、锆石等。 由于矿石中的银矿物嵌布粒度细，且与方铅矿的 关系较为密切，所以采用原矿细磨通过浮选富集方铅 矿将与之嵌布关系密切的银矿物富集于铅精矿中是比 较合理的。 针对矿石性质，结合现场工艺流程，本文采用铅银 混浮⁃锌浮选工艺开展试验，并在试验过程中选用由北 京矿冶科技集团有限公司研制的铅银矿物高效捕收剂 BK９０6 和 BK９０３G，实现银铅的综合回收。 ２ 试验结果与分析 ２．１ 铅粗选条件试验 ２．１．１ 磨矿细度试验 按图 １ 所示流程，在水玻璃用量 ５００ g／ t，硫酸锌 和亚硫酸钠用量分别为 ８００ g／ t 和 ４００ g／ t，捕收剂 BK９０6 和 BK９０３G 用量分别为 6０ g／ t 和 １９ g／ t，起泡 剂 BK⁃２０１ 用量为１９ g／ t，浮选时间７ min 条件下，考察 了磨矿细度对铅粗选效果的影响，结果见图 ２。 由试验 结果可知，随着－０．０７４ mm 粒级含量增加，粗精矿中铅 回收率先上升，当－０．０７４ mm 粒级含量大于 ８０％时，铅 回收率变化趋于平衡。 综合考虑，磨矿细度为－０．０７４ mm 粒级占 ８０％为宜。 原矿 磨矿 水玻璃 琉酸锌亚琉酸钠 BK906BK903G BK-201 银铅 粗选 粗精矿尾矿 图 １ 铅粗选条件试验流程 -0.074 mm粒级含量/ 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 90 80 70 60 50 40 30 7075808590 品位/ 回收率/ 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 ■ ▲ ▲ ■ 图 ２ 磨矿细度试验结果 ２．１．２ 水玻璃用量试验 在磨矿细度为－０．０７４ mm 粒级占 ８０％，其他条件 不变，按图 １ 所示流程，考察了水玻璃用量对粗选效果 的影响，结果见图 ３。 由试验结果可知，当水玻璃用量 小于 ５００ g／ t 时，增加水玻璃用量，锌回收率降低，铅回 收率变化不大；继续增加水玻璃用量，铅锌回收率变化 均趋于平衡。 综合考虑，水玻璃用量 ５００ g／ t 为宜。 水玻璃用量/g t-1 3.5 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 80 70 60 50 40 30 050010001500 品位/ 回收率/ ■ ▲ 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 □ △ 图 ３ 水玻璃用量试验结果 ２．１．３ 硫酸锌和亚硫酸钠配比试验 硫酸锌和亚硫酸钠的组合具有良好的抑锌效 果［７］。 磨矿细度为－０．０７４ mm 粒级占 ８０％、水玻璃用 量 ５００ g／ t，其他条件不变，按照图 １ 流程，固定硫酸锌 和亚硫酸钠总用量 １ ２００ g／ t，改变它们的配比进行一 ５４第 １ 期赵 杰等 山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究 万方数据 段粗选，其配比对铅粗选效果的影响见图 ４。 由试验 结果可知，当硫酸锌与亚硫酸钠的配比为 ２ ∶１时，粗精 矿中锌品位和锌回收率最低。 综合考虑，抑制剂硫酸 锌与亚硫酸钠配比为 ２∶１为宜。 琉酸锌和亚琉酸钠配比 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 80 70 60 50 40 30 12345 品位/ 回收率/ ■ ▲ 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 □ △ 图 ４ 硫酸锌和亚硫酸钠配比试验结果 ２．１．４ 硫酸锌和亚硫酸钠用量试验 磨矿细度为－０．０７４ mm 粒级占 ８０％，水玻璃用 量 ５００ g／ t，硫酸锌和亚硫酸钠用量比为 ２ ∶１条件下， 考察了抑制剂总用量对粗选效果的影响，结果见图 ５。 由试验结果可知，随着抑制剂用量增加，粗精矿 中铅回收率先升高，在抑制剂总用量为 １ ２００ g／ t 时 达到最高，继续增加硫酸锌和亚硫酸钠用量，铅回收 率逐渐降低；而锌回收率则随着抑制剂用量增加逐渐 降低。 综合考虑，硫酸锌和亚硫酸钠总用量 １ ２００ g／ t 为宜。 抑制剂总用量/g t-1 4.0 3.5 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 80 70 60 50 40 30 900120015001800 品位/ 回收率/ ■ ▲ 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 □ △ 图 ５ 硫酸锌和亚硫酸钠总用量试验结果 ２．１．５ 捕收剂种类试验 在磨矿细度为－０．０７４ mm 粒级占 ８０％，水玻璃用 量 ５００ g／ t，硫酸锌和亚硫酸钠用量分别为 ８００ g／ t 和 ４００ g／ t，起泡剂 BK⁃２０１ 用量１９ g／ t，浮选时间７ min 条 件下，进行了捕收剂种类条件试验，结果见表 ４。 由表 ４ 可知，BK９０6 与 BK９０３G 的组合使用，能获得含铅 ２．３７％、含银 ４6０ g／ t、含锌 １．８２％，铅、银、锌回收率分 别为 ７８．２４％、７７．０１％、３6．３５％的混合精矿。 表 ４ 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类及用量 ／ （gt －１ ） 精矿品位／ ％回收率／ ％ Ag１）PbZnAgPbZn BK９０6 ８０１ ０５０５．９８３．１２6９．０５７４．１２２５．７５ 乙黄药 ８０１ ３７１７．２５２．７０6５．１４6５．４９１５．０１ ２５＃黑药 ８０５２７２．７１２．０８７6．５０７４．6３３５．6７ 丁铵黑药 ８０３００１．6１１．５０７７．３３７７．４０４４．３８ 乙硫氮 ８０９９２6．３２２．５７５４．6０6５．９９１6．４７ BK９０6＋BK９０３G 6０＋１９ ４6０２．３７１．８２７７．０１７８．２４３6．３５ １） 单位为 g／ t。 ２．１．6 BK９０6 用量试验 在磨矿细度为－０．０７４ mm 粒级占 ８０％，水玻璃用 量 ５００ g／ t，硫酸锌和亚硫酸钠用量分别为 ８００ g／ t 和 ４００ g／ t，捕收剂 BK９０３G 用量 １９ g／ t，起泡剂 BK⁃２０１ 用量 １９ g／ t，浮选时间 ７ min 条件下，考察了 BK９０6 用 量对粗选效果的影响，结果见图 6。 由试验结果可知， BK９０6 用量小于 6０ g／ t 时，随着 BK９０6 用量增加，粗 精矿中铅锌回收率逐渐增加，继续增加 BK９０6 用量， 铅锌回收率变化趋于平衡；而铅锌品位随着 BK９０6 用 量增加而降低。 综合考虑，捕收剂 BK９０6 用量 6０ g／ t 为宜。 BK906用量/g t-1 4 3 2 1 0 80 70 60 50 40 30 20 406080100 品位/ 回收率/ ■ ▲ 铅品位 锌品位 铅回收率 锌回收率 □ △ 图 6 BK９０6 用量试验结果 ２．２ 锌浮选条件试验 ２．２．１ 石灰用量试验 按图 ７ 所示流程，在硫酸铜用量 ４ ０００ g／ t、浮选时 间 ７ min 条件下，考察了石灰用量对锌粗精矿指标的 影响，结果见图 ８。 由试验结果可知，当石灰用量不大 于 ４ ０００ g／ t 时，增加石灰用量，锌粗精矿中锌品位降 低，而回收率逐渐上升；当石灰用量大于 ４ ０００ g／ t 时， 锌回收率下降。 因此，锌粗选石灰用量 ４ ０００ g／ t 为 宜，此时矿浆 pH＝１２．５。 ２．２．２ 硫酸铜用量试验 硫酸铜是锌矿物最常用最有效的活化剂［８］。 在石 灰用量 ４０００ g／ t、浮选时间７ min 条件下，按图７ 所示流 程，研究了硫酸铜用量对锌粗选效果的影响，结果见图９。 6４矿 冶 工 程第 ３９ 卷 万方数据 原矿 磨矿 药剂单位g/t 水玻璃 琉酸锌亚琉酸钠 BK906BK903G BK-201 银铅 粗选 银铅粗精矿 10019 19 7 min 银铅 扫选1 中矿1 3 min 银铅 扫选2 中矿2 3 min 500 800400 2 min 2 min 2 min 2 min 琉酸锌亚琉酸钠 BK906BK903G 200100 204.75 2 min 2 min 银铅 扫选3 中矿3 3 min 锌 粗选 锌粗精矿尾矿 7 min 石灰 琉酸铜 丁基黄药 3 min 3 min 2 min20 -0.074 mm占80 图 ７ 锌粗选条件试验流程 石灰用量/g t-1 16 14 12 10 8 6 77 73 67 65 61 2000300040005000 锌品位/ 锌回收率/ ■ 锌品位 锌回收率 □ 图 ８ 锌粗选石灰用量试验结果 琉酸铜用量/g t-1 7.5 7.0 6.5 6.0 5.5 5.0 4.5 76 75 74 73 72 100200300 锌品位/ 锌回收率/ ■ 锌品位 锌回收率 □ 图 ９ 锌粗选硫酸铜用量试验结果 由图 ９ 可知，增加硫酸铜用量，锌粗精矿中锌品位 及回收率均先升高后降低，在硫酸铜用量为 １５０ g／ t 时 达到最大。 因此，锌粗选硫酸铜用量 １５０ g／ t 为宜。 ２．３ 闭路试验 对开路试验中的条件进行必要的调整和优化后进 行了闭路试验。 闭路试验工艺流程见图 １０，结果见 表 ５。 石灰 琉酸铜 丁基黄药 3 min 3 min 2 min 4000 150 20 石灰 琉酸铜 丁基黄药 3 min 3 min 2 min 800 20 5 水玻璃 石灰 丁基黄药 2 min 3 min 2 min 50 200 2 水玻璃 石灰 丁基黄药 2 min 3 min 2 min 100 400 4 琉酸铜 丁基黄药 3 min 2 min 40 7 丁基黄药2 min5 锌 粗选 7 min 5 min4 min 4 min 4 min 锌 扫选1锌 精选1 锌 精选2 锌 扫选2 尾矿 4 min 锌 扫选3 石灰1003 min 3 min 锌 精选3 3 min 锌 精选4 锌精矿 2 min 锌 精选5 原矿 磨矿 药剂单位g/t 水玻璃 琉酸锌 亚琉酸钠 BK906 BK903G BK-201 500 800 400 100 19 19 -0.074 mm占80 琉酸锌 亚琉酸钠 BK906 BK903G 200 100 20 4.75 2 min 2 min 2 min 2 min 2 min 2 min 水玻璃 琉酸锌 亚琉酸钠 100 400 200 水玻璃 琉酸锌 亚琉酸钠 50 200 100 2 min 2 min 银铅 粗选 7 min 6 min3 min 3 min 4 min 再磨-0.038 mm占83 银铅 扫选1银铅 精选1 银铅 精选2 银铅 扫选2 3 min 银铅 扫选3 琉酸锌 亚琉酸钠 100 50 2 min 4 min 银铅 精选3 银铅精矿 3 min 银铅 精选4 2 min 2 min 图 １０ 闭路试验工艺流程 表 ５ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ Ag１）PbZnAgPbZn 铅银精矿１．３１５ ２５２．５２７．５４３．８７７３．０３７6．４７6．6５ 锌精矿０．９８３５９．6０．３７５４．９6３．９９０．７７７１．００ 尾矿９７．７１２２．２０．１１０．１７２２．９８２２．７6２２．３５ 原矿１００．００８９．００．４７０．７6１００．００ １００．００ １００．００ １） 单位为 g／ t。 ７４第 １ 期赵 杰等 山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究 万方数据 由试验结果可知，采用此工艺可获得铅品位 ２７．５４％、铅回收率 ７6．４７％、银品位 ５ ２５２．５ g／ t、银回收 率 ７３．０３％、锌品位 ３．８７％的铅银混合精矿和锌品位 ５４．９6％、锌回收率 ７１． ００％、银品位 ３５９． 6 g／ t 的锌 精矿。 ３ 结 论 山西某铅锌银多金属矿石中铅、锌和银含量分别 为 ０．４８％、０．７５％和 ９０．００ g／ t，铅主要赋存在方铅矿 中，锌主要赋存在闪锌矿中，银矿物主要赋存在辉银矿 中。 针对矿石性质，结合现场工艺流程，采用铅银混 浮⁃锌浮选工艺，在磨矿细度－０．０７４ mm 粒级占 ８０％条 件下，以水玻璃为调整剂、硫酸锌＋亚硫酸钠为锌矿物 抑制剂、选用由北京矿冶科技集团有限公司研制的 BK９０6 和 BK９０３G 为组合捕收剂、BK⁃２０１ 为起泡剂， 优先选铅银，选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活 化剂、丁基黄药为捕收剂选锌，可获得铅品位 ２７．５４％、 铅回收率７6．４７％、银品位５２５２．５ g／ t、银回收率７３．０３％、 锌品位３．８７％的铅银混合精矿和锌品位５４．９6％、锌回收 率 ７１．００％、银品位 ３５９．6 g／ t 的锌精矿。 参考文献 ［１］ 宋 强，谢 贤，童 雄，等． 滇西某含锑铅锌硫化矿石浮选试验［J］． 金属矿山， ２０１７（５）７９－８２． ［２］ 宋建文，刘全军，高 扬，等． 云南某铅锌硫化矿石浮选试验［J］． 金属矿山， ２０１6（6）８１－８５． ［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］ 苏建芳，孙 伟，黄红军． 云南某复杂铅锌银硫化矿综合回收试验 研究［J］． 有色金属（选矿部分）， ２０１１（6）８－１２． ［５］ 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， ２０１７，３７（４）４１－４４． ［6］ 董金海，王忠应，谢恩龙． 云南某低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究［J］． 有色金属（选矿部分）， ２０１４（４）２6－３１． ［７］ 罗仙平，陈晓明，钱有军，等． 江西某铅锌银多金属硫化矿石选矿 工艺研究［J］． 金属矿山， ２０１２（１２）５７－6１． ［８］ 邱廷省，赵冠飞，朱冬梅，等． 四川某难选硫化铅锌银矿石浮选试 验［J］． 金属矿山， ２０１２（１２）6２－6５． 引用本文 赵 杰，谭 欣，王中明，等． 山西某铅锌银多金属矿选矿试 验研究［J］． 矿冶工程， ２０１９，３９（１）４４－４８． �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 ４３ 页） ２） 单一球径制度下，不同直径钢球对各粒度级别 磨碎速率的差异是导致磨矿结果不同的主要原因。 主 要体现在大直径钢球对粗级别的破碎速率相对较高， 但对细粒级的破碎速率衰减很快；小直径钢球对粗级 别的破碎速率较低，但对细粒极都维持有较高的磨碎 速率。 ３） 即使是对单级别原料进行磨矿，采用混合钢球 制度可综合单一球径钢球制度的优点，既保证粗粒矿 石有较高的磨碎速率，又能保持对细粒级的磨碎速率 衰减较慢。 ４） 对单级别原料进行磨矿时，可利用破碎分布函 数作为钢球球径级配方案的依据。 参考文献 ［１］ 段希祥． 碎矿与磨矿［M］． 北京冶金工业出版社（第 ２ 版）， ２００6． ［２］ 罗春梅，郭永杰，段希祥． 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