甘肃某硫化铅锌矿无碱度浮选试验研究_王乃玲.pdf

收稿日期2019-12-05 基金项目国家自然科学基金青年基金项目 （编号 51704057） ， 中央高校基本科研业务费项目 （编号 N170104018） 。 作者简介王乃玲 （1987） ， 女， 博士研究生。通迅作者卢冀伟 （1983） ， 男， 讲师， 博士。 总第 524 期 2020 年第 2 期 金属矿山 METAL MINE 甘肃某硫化铅锌矿无碱度浮选试验研究 王乃玲宋宁波卢冀伟 1 （东北大学资源与土木学院， 辽宁 沈阳 110819） 摘要甘肃某硫化铅锌矿石为热液型铅锌矿， 其中含铅16.55， 含锌13.24， 含铅矿物主要为方铅矿， 此外 含少量白铅矿； 含锌矿物主要为闪锌矿； 脉石矿物主要为石英和碳酸盐矿物。为高效开发利用该矿石， 进行了系统 的浮选试验研究， 确定采用优先浮选工艺流程， 即优先浮选铅矿物， 浮铅尾矿经活化后再浮选锌矿物。试验结果表 明 在自然pH （无碱） 条件下， 磨矿细度-0.074 mm占70， 以硫酸锌亚硫酸钠为锌矿物的抑制剂、 乙基黄药乙硫 氮为铅矿物的捕收剂， 经 1粗 2精 3扫选铅， 获得铅品位 66.45、 回收率为 84.58的铅精矿； 浮铅尾矿在以硫酸铜 为锌矿物活化剂、 丁基黄药为锌矿物捕收剂的条件下， 经1粗2精2扫选锌， 获得锌品位为59.72、 回收率为87.57 的锌精矿， 实现了矿石中铅锌矿物的有效回收， 为该矿石的工业开发奠定了基础。 关键词硫化铅锌矿优先浮选组合药剂方铅矿闪锌矿 中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250 （2020） -02-059-05 DOI10.19614/ki.jsks.202002011 Research on Alkali-free Flotation for a Lead-Zinc Sulfide Ore in Gansu Wang NailingSong NingboLu Jiwei2 （School of Resources and Civil Engineering， Northeastern University， Shenyang 110819， China） AbstractThe lead-zinc sulfide ore in Gansu was a hydrothermal deposits ore，in which the grade of Pb and Zn was 16.55 and 13.24 respectively. The main lead mineral was galena with a little cerussite；the main zinc mineral was sphal- erite.The gangue minerals were mainly quartz and carbonate minerals. In order to exploit and utilize the ore efficiently，sys- tematic flotation tests were carried out. The selective flotation technological process was adopted to select lead minerals，and then to selecte zinc minerals from the activated lead flotation tailings. The optimum flotation reagent system was determined by the research for inhibitors and activators of zinc minerals and collectors of lead minerals and zinc minerals. The results showed that at natural pH with the grinding fineness of -0.074 mm 70，taking ZnSO4Na2SO3as zinc minerals’inhibitors and sodium ethylxanthate and sulfur nitrogen as lead minerals’collectors，the lead concentrate with 66.45 of Pb grade and 84.58 of Pb recovery was obtained through one roughing，two cleanings and three scannings. Under the condition of CuSO4 as zinc minerals’activator and butyl xanthate as zinc minerals’collector for lead floation tailings，the zinc concentrate with 59.72 of Zn grade and 87.57 of Zn recovery was obtained by one roughing，two cleanings and two scannings. Thus，the effective recovery of lead-zinc minerals in the ore was realized， which laid a good foundation for the industrial development of the ore. KeywordsLead-zinc sulfide ore， Selective flotation， Combined reagents， Galena， Sphalerite Series No. 524 February 2020 铅锌矿作为重要的战略性矿产资源， 广泛应用 于电气、 机械、 军事、 冶金、 化学、 医药等诸多领域 ［1］。 我国的铅锌矿产资源量十分巨大， 截止到2016年， 查 明铅矿资源储量为8 546.77万t， 查明锌矿资源储量 为17 798.89万t， 居世界第二位 ［2］。其中原生硫化铅 锌矿储量占铅锌矿总储量的90左右， 氧化铅锌矿 床只分布在云南、 广西、 辽宁、 陕西等少数几个矿 山 ［3］。同时以锌为主的铅锌矿床和铜锌矿床较多， 而 以铅为主的铅锌矿床较少， 单铅矿床更少。以前铅 锌分离大多采用氰化物工艺， 虽然取得了不错的进 展， 但氰化物有剧毒， 因此无氰工艺及无氰药剂成为 当前的主要研究方向 ［4］。硫化铅锌矿浮选主要有铅 59 ChaoXing 金属矿山2020年第2期总第524期 锌优先浮选、 铅锌混合-优先浮选、 铅锌等可浮选以 及铅锌分支浮选等原则流程。一般采用优先浮选流 程， 即先抑制闪锌矿优先浮选方铅矿， 再活化闪锌矿 后进行浮选 ［5］。这缘于方铅矿具有良好的可浮性， 用 普通黄药或黑药均可很好地浮选 ［6］。因此， 针对甘肃 某硫化铅锌矿石， 结合矿石性质， 通过系统的浮选试 验， 确定采用优先浮选工艺流程， 系统研究流程中铅 锌优先浮选的药剂制度， 实现对矿石中铅锌矿物的 有效回收， 为该矿石进一步的工业开发奠定基础。 1矿石性质 1. 1矿石物质组成 试验矿样取自甘肃某硫化铅锌矿床， 矿石呈灰 白或灰色， 呈层状、 块状和条带状构造。矿石中铅矿 物主要为方铅矿， 锌矿物主要为闪锌矿， 方铅矿和闪 锌矿主要以半自形或他形晶体形式以粒状、 条带状 嵌布在矿石中。矿石的化学多元素分析结果见表1， 矿石中主要矿物组成及含量见表2。 注 Au、 Ag含量的单位为g/t 从表 1 可见 矿石 Pb、 Zn 含量均较高， 分别为 16.55、 13.24； Au、 Ag 可考虑综合回收； 此外有害 元素S、 As的含量均较低， 不会对浮选精矿质量造成 影响。 从表2可见 矿石中主要铅矿物为方铅矿， 主要 锌矿物为闪锌矿， 此外还有黄铁矿和少量黄铜矿； 主 要脉石矿物为石英、 绿泥石等硅酸盐矿物， 还含有方 解石、 白云石等碳酸盐矿物。易泥化的绿泥石和碳 酸盐矿物的存在可能会对铅锌矿物的回收产生一定 影响。 1. 2矿石中铅锌的化学物相分析 矿石中铅、 锌化学物相分析结果见表3。 从表3可见 矿石中铅、 锌的氧化率均不高， 属于 原生硫化铅锌矿石， 但是其中铅的氧化率为13.53， 浮选时会对铅的回收率造成损失。 1. 3矿石中主要矿物的嵌布特征 矿石主要由较粗粒级矿物组成， 不仅可见有原 生的硫化物矿物， 也可见有氧化后形成的次生矿物。 矿石中铅的主要载体矿物为方铅矿， 多呈细粒状分 布， 粒度主要分布在0.074～0.020 mm， 该粒级分布率 高达86.63， 同时还可见矿石中存在一定量的白铅 矿， 浸染嵌布于碳酸盐之中， 难以和碳酸盐分离， 这 势必会对铅的回收产生一定的影响。矿石中锌的主 要载体矿物是闪锌矿， 多呈粒状或不规则形状分布， 粒度主要分布在0.20～0.020 mm， 该粒级分布率高达 84.14， 个别锌矿物的粒度在0.5 mm左右， 锌矿物的 粒度较铅矿物的要粗些。矿石中主要脉石矿物石 英、 方解石、 长石、 白云石、 绿泥石等大多相互紧密连 生， 尤其是矿石中的碳酸盐矿物或易泥化的矿物， 如 绿泥石可能会对铅锌矿物的浮选造成一定的影响， 磨矿时应尽量避免泥化现象的产生。矿石的岩矿鉴 定结果见图1。 从图1可见 闪锌矿 （暗白色） 的粒度明显大于铅 矿物 （亮白色） 的粒度， 同时可见锌矿物与脉石矿物 （暗色或黑色） 紧密相互连生； 方铅矿以独立矿物或 交代闪锌矿存在。 2试验方法与药剂 磨矿采用XMQ-φ240 mm90 mm锥形球磨机， 每次磨矿量为1 000 g， 磨矿浓度为60； 浮选时粗选 及扫选均选用1.5 L XFD-Ⅲ型实验室用单槽浮选机， 精选选用0.75 L和0.5 L XFD-Ⅲ型实验室用单槽浮 选机， 浮选浓度约为25。 试验所用的捕收剂乙基黄药、 丁基黄药、 乙硫氮 及起泡剂2油均为工业品， 调整剂石灰、 硫酸锌、 亚硫 酸钠和硫酸铜均为化学纯试剂。 60 ChaoXing 2020年第2期王乃玲等 甘肃某硫化铅锌矿无碱度浮选试验研究 3试验结果与讨论 参考铅锌硫化矿石的浮选实践， 并结合该矿石 的性质， 先后进行了铅锌依次优先浮选、 铅锌混浮 混合精矿再分离和铅锌等可浮浮选方案对比试 验， 发现采用铅锌依次优先浮选方案对矿石中铅锌 矿物的浮选回收更为有利， 因此， 采用优先浮选工 艺流程。通过前期浮选探索试验发现铅矿物优先 浮选时， 锌矿物抑制剂需要在磨矿时加入， 以达到 足够的反应时间， 并与新暴露的矿物表面充分作 用， 才能实现对锌矿物的有效抑制。试验原则流程 如图2所示。 3. 1磨矿细度试验 在pH调整剂石灰用量为1 000 g/t、 抑制剂硫酸 锌亚硫酸钠用量为1 0001 000 g/t、 捕收剂乙基黄药 用量为60 g/t、 起泡剂2油用量为40 g/t条件下， 进行 磨矿细度试验， 获得的铅精矿指标如图3所示。 从图3可见 随着磨矿细度的增加， 铅精矿的Pb 品位逐渐降低， Pb回收率略有升高， 当-0.074 mm含 量超过70后回收率趋于平稳， 铅精矿中的Zn品位 及回收率变化不明显。综合考虑， 确定磨矿细度为- 0.074 mm占70。 3. 2铅浮选条件试验 3. 2. 1石灰用量试验 在抑制剂硫酸锌亚硫酸钠用量为1 0001 000 g/t、 捕收剂乙基黄药用量为60 g/t、 起泡剂2油用量为 40 g/t条件下， 进行石灰用量试验 （改变浮选pH） ， 获 得的铅精矿指标如图4所示。 从图4可见， 随着石灰用量的增加， 矿浆的pH值 升高， 所得铅精矿中的Pb品位略有升高， 但是Pb回 收率有所下降， 从 77.06 下降到 73.63， 铅精矿中 的Zn品位及回收率均呈下降趋势。显然添加石灰并 未对铅的回收有明显改善， 本着尽量少添加药剂简 化浮选流程的原则， 最终确定不添加石灰， 直接在自 然pH （低碱度） 条件下进行浮选。 3. 2. 2组合抑制剂用量试验 硫酸锌亚硫酸钠组合抑制剂作为氰化物的代 用品对闪锌矿有明显的抑制效果， 故在此基础上分 别对硫酸锌和亚硫酸钠的用量进行试验以确定其最 佳用量。 3. 2. 3. 1硫酸锌用量试验 在自然pH、 抑制剂亚硫酸钠用量为1 000 g/t、 捕 收剂乙基黄药用量为60 g/t、 起泡剂2油用量为40 g/t 条件下， 进行抑制剂硫酸锌用量试验， 获得的铅精矿 指标如图5所示。 从图5可见， 随着硫酸锌用量的增加， 铅精矿中 的Pb品位及回收率均没有明显变化， 但铅精矿中的 61 ChaoXing 金属矿山2020年第2期总第524期 Zn品位及回收率均呈现大幅降低的趋势， 当硫酸锌 用量增加到2 000 g/t后， Zn品位及回收率趋于平稳。 综合考虑， 确定硫酸锌用量为2 000 g/t。 3. 2. 3. 2亚硫酸钠用量试验 在自然pH、 抑制剂硫酸锌用量为2 000 g/t、 捕收 剂乙基黄药用量为60 g/t、 起泡剂2油用量为40 g/t条 件下， 进行抑制剂亚硫酸钠用量试验， 获得的铅精矿 指标如图6所示。 从图6可见， 与硫酸锌用量试验结果类似， 随着 亚硫酸钠用量的增加， 铅精矿中的Pb品位及回收率 均没有明显变化， 但铅精矿中的Zn品位及回收率均 呈现大幅降低的趋势， 当亚硫酸钠用量增加到1 000 g/t后， Zn品位及回收率趋于平稳。综合考虑， 确定亚 硫酸钠最佳用量为1 000 g/t。 综上试验， 最终确定组合抑制剂硫酸锌亚硫酸 钠的用量为2 0001 000 g/t。 3. 2. 3铅捕收剂种类试验 对于铅锌分离的优先浮选流程， 铅粗选时一般 采用捕收力弱选择性强的捕收剂如乙基黄药、 丁基 黄药、 乙硫氮等浮选铅矿物， 以此来尽量减少在铅浮 选阶段对锌矿物的捕收 ［7］。因此本试验针对以上 3 种捕收剂及其组合进行了对比试验。 在自然 pH、 抑制剂硫酸锌亚硫酸钠用量为 2 0001 000 g/t、 捕收剂用量为60 g/t、 起泡剂2油用 量为40 g/t条件下， 进行捕收剂种类试验， 获得的铅 精矿指标见表4。 从表4可见 乙基黄药乙硫氮组合作为铅的捕 收剂时所得铅精矿中的Pb品位和回收率较高， 分别 为56.02和80.73， 且Zn品位和回收率较低， 分别 为6.40和11.47， 既能保证铅矿物的回收， 又对同 时上浮的锌矿物有一定选择性。因此， 采用乙基黄 药乙硫氮组合作为铅矿物浮选的捕收剂。 3. 2. 4铅捕收剂用量试验 在自然 pH、 抑制剂硫酸锌亚硫酸钠用量为 2 0001 000 g/t、 起泡剂2油用量为40 g/t条件下， 进 行捕收剂总用量试验 （固定乙基黄药与乙硫氮的质 量比为1 ∶ 1） ， 获得的铅精矿指标见图7。 从图7可见 随着捕收剂总用量的增加， 铅精矿 中的Pb品位略有下降， 但回收率逐渐升高， 当用量超 过60 g/t后， 回收率趋于平稳； 铅精矿中的Zn品位及 回收率均呈现明显升高趋势。综合考虑， 确定捕收 剂总用量为60 g/t， 即乙基黄药乙硫氮用量为3030 g/t。 根据以上各条件试验， 确定了铅浮选的最佳浮 选条件及药剂制度 自然pH、 抑制剂硫酸锌亚硫酸 钠用量为2 0001 000 g/t、 捕收剂乙基黄药乙硫氮用 量为3030 g/t。此外， 经过试验确定了铅粗选后2精 3扫的选铅流程及药剂制度。 3. 3锌浮选条件试验 闪锌矿能被多种金属阳离子活化。如Cu、 Ag、 Cd2、 Hg2、 Hg、 Pb2等离子均能活化闪锌矿。这些重 金属离子都能与S2-离子生成比ZnS溶度积更小的硫 62 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ 化物， 因此这些重金属阳离子都是闪锌矿的有效活 化剂， 但实践中常用硫酸铜做活化剂 ［7］。 3. 3. 1硫酸铜用量试验 在自然pH、 锌捕收剂丁基黄药用量为100 g/t、 起 泡剂2油用量为60 g/t条件下， 进行硫酸铜用量试验， 获得的锌精矿指标见图8。 从图8可见， 随着硫酸铜用量的增加， 锌精矿中 的Zn品位略有降低， 但是回收率急剧升高， 当用量大 于500 g/t后趋于平缓。因此， 确定硫酸铜用量为500 g/t。 3. 3. 2锌捕收剂用量试验 相较于铅浮选， 浮选锌矿物应选择捕收力较强 的捕收剂， 常用的有丁基黄药、 异戊基黄药、 丁铵黑 药、 Z-200等， 由于该矿硫化锌分布率在97以上， 较 易选别， 因此选用使用广泛且经济的丁基黄药作为 锌矿物的捕收剂。 在自然pH、 硫酸铜用量为500 g/t、 起泡剂2油用 量为60 g/t条件下， 进行丁基黄药用量试验， 获得的 锌精矿指标见图9。 从图9可见 随着丁基黄药用量的增加， 锌精矿 中的Zn品位略有下降， 但Zn回收率大幅提高， 当用 量大于100 g/t后趋于平缓， 故确定丁基黄药最佳用 量为100 g/t。 根据以上各条件试验， 确定了锌浮选的最佳浮 选条件及药剂制度 在自然pH条件下、 活化剂硫酸 铜用量为500 g/t、 捕收剂丁基黄药用量为100 g/t。此 外， 经过试验确定了锌粗选后2精2扫的浮选流程及 药剂制度。 3. 4闭路试验 在上述条件试验及开路试验的基础之上进行了 全流程闭路试验， 工艺流程见图10， 试验结果见表5。 从表5可见 采用此优先浮选工艺流程， 获得的 铅精矿指标Pb品位66.45、 Pb回收率84.58、 Zn品 位 4.91， 达到二级品标准； 锌精矿指标 Zn 品位 59.72、 Zn回收率87.57、 Pb品位0.94， 达到一级 品标准。此外， 2种产品中银均有一定程度的富集， 其中铅精矿Ag品位266 g/t、 Ag回收率40.57， 锌精 矿Ag品位304 g/t、 Ag回收率47.41。 4结论 （1） 甘肃某硫化铅锌矿石中主要有用矿物为方 铅矿、 白铅矿、 闪锌矿及黄铁矿， 其中硫化铅矿物中 的铅占86.47， 硫化锌矿物中的锌占97.36； 脉石矿 物主要成分有石英及碳酸盐矿物。由于白铅矿部分 包裹于碳酸盐矿物中， 对铅矿物的回收有一定影响。 （2） 通过条件试验确定了在自然 pH， 磨矿细 度-0.074 mm占70下， 采用硫酸锌亚硫酸钠为锌 矿物的抑制剂、 乙基黄药乙硫氮为铅矿物的捕收 剂， 经1粗2精3扫可实现铅矿物的回收； 浮铅尾矿采 用硫酸铜为锌矿物活化剂、 丁基黄药为锌矿物捕收 剂， 经1粗2精2扫可实现锌矿物的回收。全流程闭 路试验获得了 Pb 品位和回收率分别为 66.45、 84.58的二级品铅精矿及 Zn品位和回收率分别为 59.72、 87.57的一级品锌精矿， 选别效果良好， 为 该矿石的工业开发利用奠定了基础。 参 考 文 献 杨荣林.浅析我国铅锌矿资源开发现状及可持续发展建议 ［J］ . 世界有色金属， 2018 （1） 148-150. 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