缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究_吕超.pdf

收稿日期2019-09-29 作者简介吕超1991， 男， 硕士， 助理工程师。 总第 521 期 2019 年第 11 期 金属矿山 METAL MINE 缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究 吕超 1， 2， 3 李斯 4 王海博 5 梁溢强 1， 2， 31 （1. 昆明冶金研究院， 云南 昆明 650031； 2. 云南省选冶新技术重点实验室， 云南 昆明 650031； 3. 共伴生有色金属资源 加压湿法冶金技术国家重点实验室， 云南 昆明 650031； 4. 北京盈科 （昆明） 律师事务所， 云南 昆明 650224； 5.太原理工大学基础学院， 山西 太原 030024） 摘要为开发利用缅甸某氧硫混合铅锌矿石， 在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研 究。结果表明， 矿石含铅 4.70、 含锌 5.51、 银含量为 150.66 g/t， 主要杂质成分 SiO2含量为 30.45， 其次为 CaO和 MgO； 铅矿物氧化率约22， 锌矿物氧化率约17， Pb主要以方铅矿形式存在， 其次为白铅矿， Zn主要以闪锌矿形式 存在， 其次为菱锌矿； 试验采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅， 1粗1扫3精浮选流程选锌， 磨矿细度为-0.074 mm 占 80 情况下获得了 Pb 品位为 61.25、 Ag 品位为 1 791.53 g/t、 Pb 回收率为 91.24、 Ag 回收率为 82.94、 含 Zn4.43、 Zn回收率5.63的富银Pb精矿， 以及Zn品位为50.86、 含Ag174.25 g/t、 Zn回收率为88.68、 Ag回收率为 11.07、 含Pb2.39、 Pb回收率4.88的Zn精矿的良好试验指标。 关键词氧硫混合铅锌矿石优先浮选硫化黄药 中图分类号TD923.7文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -11-088-06 DOI10.19614/ki.jsks.201911015 Study on Flotation Experiment of a Sulfur-oxygen Mixed Lead-Zinc Ore in Burma Lv Chao1， 2， 3Li Si4Wang Haibo5Liang Yiqiang1， 2， 32 （1. Kunming Metallurgy Institute， Kunming 650031， China； 2. Yunnan Key Laboratory for New Technology of Beneficiation Metallurgy， Kunming 650031， China； 3. State Key Laboratory of Pressure Hydrometallurgical Technology of Associated Nonfer- rous Metal Resources， Kunming 650031， China； 4. Beijing YingkeKunming Law Firm， Kunming 650224， China； 5. Col- lege of Foundation Studies， Taiyuan University of Technology， Taiyuan 030024， China） AbstractIn order to develop and utilize the sulfur-oxygen mixed lead-zinc ore in Burma， the mineral processing exper- iment was carried out based on the study of process mineralogy. The results showed that the raw ore contains lead 4.70， zinc 5.51， and silver 150.66 g/t， and the major impurity is SiO2 with the content of 30.45， followed by CaO and MgO. The oxi- dation rate of lead mineral and zinc mineral are about 22 and 17，respectively. Lead mainly exists in the of galena， followed by cerusite and zinc mainly exists in the of sphalerite，followed by smithsonite. One roughing-one scavenging- two cleaning process was adopted to select lead preferentially and one roughing-one scavenging-three cleaning was adopted to select zinc. With the grinding fineness of -0.074 mm accounting for 80，silver-rich lead concentrate with lead grade of 61.25，silver grade of 1 791.53 g/t，lead recovery rate of 91.24，silver recovery rate of 82.94，zinc content of 4.43 and zinc recovery rate of 5.63 was obtained. Meanwhile，zinc concentrate with zinc grade of 50.86，silver content of 174.25 g/t，zinc recovery rate of 88.68，silver recovery rate of 11.07，lead content of 2.39 and lead recovery rate of 4.88 was obtained， which indicated better separating inds. KeywordsSulfur-oxide mixed lead-zinc ore， Preferential flotation， Vulcanization-xanthate Series No. 521 November2019 铅锌矿是重要的战略性资源， 在国民经济建设 中有着不可替代的作用， 被广泛应用于机械工业、 军 事工业、 电气工业、 化学工业、 冶金工业、 轻工业和医 药业等领域 ［1-2］。目前， 世界上每年消耗的铅锌金属 大部分是从铅锌的硫化矿物中提取的， 只有很少一 部分是从氧化铅锌矿物中提取的。 随着易选硫化铅锌矿石资源的日渐减少和铅、 锌金属需求量不断增大， 矿业界越来越重视氧化铅 88 ChaoXing 锌矿石资源的开发 ［3］。作为 “一带一路” 沿线国家， 缅 甸拥有丰富的铅锌矿石资源 ［4-5］， 试验对缅甸北部某 氧硫混合铅锌矿石进行了浮选工艺研究。 1矿石性质 矿石中的金属矿物以铅、 锌矿物为主， 铅矿物主 要为方铅矿， 其次为白铅矿； 锌矿物主要为闪锌矿， 其次为菱锌矿， 极少量异极矿； 脉石矿物以白云石为 主， 其次为含粘土矿物、 褐铁矿、 石英， 长石少量。矿 石具致密块状、 浸染状、 脉状及角砾状构造， 结构主 要有碎裂镶嵌结构、 碎裂-破碎角砾结构、 半自形- 他形粒状结构等。矿石主要化学成分分析结果见表 1， 铅、 锌物相分析结果见表2、 表3。 注 Au、 Ag的含量单位为g/t。 由表1、 表2、 表3可知， 该矿石中主要有价元素 为Pb、 Zn， 含量分别为4.68、 5.81， Ag具有较高的 综合回收价值， 含量150.66 g/t， 主要有害元素As含量 很低， 主要脉石成分为 SiO2， 含量为 30.45， 其次为 CaO和MgO； 铅矿物氧化率超过21， 锌矿物氧化率 超过17， 可见该矿石属于氧硫混合铅锌矿石。 2试验结果与讨论 目前， 氧化铅锌矿石的回收方法主要为浮选法 和冶金法 ［6］， 常见的包括硫化黄药浮选法、 硫化 胺浮选法、 螯合剂中性油浮选法、 脂肪酸直接浮选 法、 絮凝浮选法和重 （磁） 选浮选联合法等。由于 氧化铅锌矿物常与硫化铅锌矿物共生， 所以在回收 铅锌矿物的浮选工艺流程上， 可分为先浮硫化矿后 浮氧化矿的分阶段浮选工艺流程、 先易后难以及先 铅后锌的硫氧混合优先浮选工艺流程等 ［7-8］。结合该 矿石铅、 锌氧化率均在20左右， 矿石中氧化铅锌含 量不高， 若采用先浮硫化矿后浮氧化矿的浮选工艺 流程， 工艺流程较长， 增加了现场生产成本和生产管 理的难度， 因此， 选择先铅后锌的硫氧混合优先浮选 流程处理矿石。另外， 矿石中的主要氧化铅、 锌矿物 分别是白铅矿和菱锌矿， 属于较易浮选回收的氧化 铅、 锌矿物， 通过常规的硫化黄药浮选法预计可以 较好地回收铅锌矿物。所以， 氧化铅、 锌矿物的浮选 回收采用硫化黄药浮选法， 浮选试验原则流程见 图1。 2. 1条件试验 2. 1. 1铅矿物粗选 试验采用1次粗选流程。 2. 1. 1. 1磨矿细度试验 磨矿是有用矿物单体解离的必要过程， 为确定 适宜的磨矿细度， 使得有用矿物有效解离， 且不至于 因过磨导致矿物泥化， 进行了磨矿细度试验。磨矿 细度试验的硫化钠用量为800 g/t， 硫酸锌亚硫酸钠 用量为2 0001 000 g/t， 异丁基黄药丁铵黑药用量为 5050 g/t， 试验结果见图2。 2019年第11期吕超等 缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究 89 ChaoXing 由图2可知， 随着磨矿细度的提高， Pb粗精矿Pb 回收率升高， Pb品位先升高后下降， Zn品位和回收率 均下降， 说明磨矿细度的提高有助于铅锌矿物连生 体的减少。当磨矿细度为-0.074 mm占80时， Pb粗 精矿Pb品位达到最高， Pb回收率几乎达到最大， 之 后再增加磨矿细度， Pb粗精矿Pb回收率提高很小， Pb品位降低， 原因可能是磨矿细度较细， 导致细粒级 脉石矿物机械夹杂， 导致Pb品位降低。综合考虑， 确 定适宜的磨矿细度为-0.074 mm占80。 2. 1. 1. 2氧化铅硫化剂用量试验 氧化铅的回收采用硫化黄药浮选法， 通过加 入硫化剂在氧化铅表面形成PbS薄膜， 再加入捕收能 力较强的高级黄药进行捕收， 本试验选用硫化钠为 硫化剂。硫化钠用量试验磨矿细度为-0.074 mm占 80， 硫酸锌亚硫酸钠用量为2 0001 000 g/t， 异丁 基黄药丁铵黑药用量为5050 g/t， 松醇油用量为40 g/t， 试验结果见图3。 由图3可知， 随着硫化钠用量的增加， Pb粗精矿 Pb品位和回收率均先升高后下降， Zn品位和Zn回收 率变化不明显； 当硫化钠用量为800 g/t时， Pb粗精矿 Pb回收率最大， 再增大硫化钠用量， Pb品位和Pb回 收率均下降， 说明硫化钠用量过大， 对Pb矿物会产生 抑制作用。综合考虑， 确定硫化钠用量为800 g/t。 2. 1. 1. 3锌抑制剂用量试验 针对该氧硫混合铅锌矿石， 选择先铅后锌的硫 氧混合优先浮选流程， 所以需要考虑浮选铅矿物时 对锌矿物的抑制， 试验选择常规的锌组合抑制剂硫 酸锌亚硫酸钠， 用量质量比为21。锌组合抑制剂用 量试验的磨矿细度为-0.074 mm占80， 硫化钠用量 为800 g/t， 异丁基黄药丁铵黑药用量为5050 g/t， 试 验结果见图4。 由图4表明， 随着硫酸锌亚硫酸钠用量的增加， Pb粗精矿Pb品位上升， Pb回收率维持在高位， Zn品 位和Zn回收率先下降后趋于稳定； 当硫酸锌亚硫酸 钠用量达到2 0001 000 g/t时， Pb粗精矿Zn品位和 回收率均较低， 再增大用量， Pb粗精矿Zn含量变化 不明显， 说明适宜用量的硫酸锌亚硫酸钠对锌矿物 产生了较好的抑制效果， 但当用量过大时， 抑制作用 不再增加。综合考虑， 确定硫酸锌亚硫酸钠的用量 为2 0001 000 g/t。 2. 1. 1. 4选铅捕收剂用量试验 根据探索试验， 氧化铅、 硫化铅的捕收剂选择为 异丁基黄药和丁铵黑药的组合， 用量质量比为1 ∶1。 一方面， 氧化铅硫化后异丁基黄药具有较好的选择 性和较强的捕收能力； 另一方面， 丁铵黑药对矿石中 的Ag矿物具有较好的富集能力， 有助于综合回收Ag 矿物进入Pb精矿， 提高Pb精矿的产品价值， 进而提 高经济效益。异丁基黄药丁铵黑药用量试验的磨 矿细度为-0.074 mm占80， 硫化钠用量为800 g/t， 硫 酸锌亚硫酸钠用量为2 0001 000 g/t， 试验结果见图 5。 由图5可知， 随着异丁基黄药丁铵黑药用量的 增大， Pb粗精矿Pb回收率升高， Pb品位先上升后下 降， Zn品位和回收率均有所上升， 当异丁基黄药丁 铵黑药用量为5050 g/t时， Pb粗精矿Pb回收率和Pb 品位均达到最大， 可见在此用量下对Pb矿物的回收 效果最好。因此， 确定异丁基黄药丁铵黑药的用量 为5050 g/t。 2. 1. 2 锌矿物粗选 锌矿物浮选条件试验给矿是1粗1扫选铅尾矿， 金属矿山2019年第11期总第521期 90 ChaoXing 试验采用1次粗选流程。 2. 1. 2. 1氧化锌硫化剂用量试验 该矿石中的氧化锌矿物主要为菱锌矿， 硫化 黄药浮选法回收选择硫化钠为硫化剂， 菱锌矿经硫 化钠处理， 在菱锌矿表面形成ZnS薄膜， 再经硫酸铜 活化后， 选择高级黄药进行捕收。在活化菱锌矿的 过程中硫化钠的用量需严格控制， 硫化钠用量不足， 锌的回收率较低； 硫化钠用量过大， 则会抑制已活化 的氧化锌矿物， 阻止捕收剂的吸附。因此， 进行硫化 钠用量试验很有必要。硫化钠用量试验的硫酸铜用 量为200 g/t， 异戊基黄药用量为120 g/t， 松醇油用量 为40 g/t， 试验结果见图6。 由图6可知， 随着硫化钠用量的增大， Zn粗精矿 Zn品位略有下降， Zn回收率先升高后降低， 当硫化钠 用量为1 000 g/t时， Zn粗精矿Zn回收率达到最大， 因 此， 选择锌粗选硫化钠用量为1 000 g/t。 2. 1. 2. 2硫酸铜用量试验 硫化锌经选铅段被锌抑制剂抑制， 加入捕收剂 捕收之前需要加入硫酸铜活化， 同时， 菱锌矿经硫化 后也需要硫酸铜活化才能被捕收剂捕收， 可见硫酸 铜的用量对锌的浮选回收效果起着关键作用。硫酸 铜用量试验硫化钠用量为1 000 g/t， 异戊基黄药用量 为120 g/t， 松醇油用量为40 g/t， 试验结果见图7。 由图7可知， 随着硫酸铜用量增加， Zn粗精矿Zn 品位和Zn回收率均先快速升高， 后趋于稳定。当硫 酸铜用量为200 g/t时， Zn粗精矿Zn品位和Zn回收率 均较高， 因此， 选择硫酸铜的用量为200 g/t。 2. 1. 2. 3选锌捕收剂用量试验 选锌的捕收剂选择捕收能力较强的异戊基黄 药， 这有助于提高锌的回收率。异戊基黄药用量试 验的硫化钠用量为1 000 g/t， 硫酸铜用量为200 g/t， 松 醇油用量为40 g/t， 试验结果见图8。 由图8表明， 随着异戊基黄药用量的增大， Zn粗 精矿Zn品位先升高后下降， Zn回收率先升高后趋于 稳定， 当异戊基黄药用量为120 g/t时， Zn粗精矿Zn品 位和回收率均较高， 因此， 选择异戊基黄药的用量为 120 g/t。 2. 2闭路试验 在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试 验， 考察了药剂和中矿返回对最终试验指标的影响， 以确定最终的流程结构和药剂制度， 获得闭路试验 指标。闭路试验流程见图9， 试验结果见表4。 由表 4 可知， 该氧硫混合铅锌矿石采用先铅后 锌的硫氧混合优先浮选工艺流程处理， 在磨矿细度 为-0.074 mm80的情况下， 1粗1扫2精浮选流程选 铅， 获得了Pb品位为61.25、 Ag品位为1 791.53 g/t、 Pb 回 收 率 为 91.24、Ag 回 收 率 为 82.94、含 Zn4.43、 Zn回收率5.63的富银Pb精矿 （Ag品位符 合计价要求） ， 选铅尾矿经 1粗 1扫 3精浮选流程选 锌， 获得了Zn品位为50.86、 含Ag174.25 g/t、 Zn回收 率为88.68、 Ag回收率为11.07、 含Pb2.39、 Pb回 收率4.88的Zn精矿。 3结论 （1） 缅甸某氧硫混合铅锌矿石含铅 4.70、 含 5.51； Ag含量为150.66 g/t， 具有较高的综合回收价 值； 主要有害元素As 含量很低， 主要杂质成分SiO2含 量为 30.45， 其次为 CaO 和 MgO； 铅矿物氧化率约 22， 锌矿物氧化率约17， Pb主要以方铅矿形式存 在， 其次为白铅矿， Zn主要以闪锌矿形式存在， 其次 为菱锌矿， 可见该矿石属于氧硫混合铅锌矿石。 2019年第11期吕超等 缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究 91 ChaoXing （2） 矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80的情况 下， 采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅， 1粗1扫3精 浮选流程选锌， 最终获得了Pb品位为61.25、 Ag品 位为 1 791.53 g/t、 Pb 回收率为 91.24、 Ag回收率为 82.94、 含Zn4.43、 Zn回收率5.63的富银Pb精矿， 以及Zn品位为50.86、 含Ag174.25 g/t、 Zn回收率为 88.68、 Ag回收率为11.07、 含Pb2.39、 Pb回收率 4.88的Zn精矿， Pb精矿中的Ag品位符合计价要求。 参 考 文 献 卜显忠， 陈瑶.我国氧化铅锌矿石选矿技术研究进展 ［J］ .金属 矿山， 2019 （7） 118-123. 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