青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究_周华荣.pdf

青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究 周华荣 1， 2， 3 许永伟 1， 2， 3 张慧婷 1， 2， 3 翁存建 1， 2， 3 王鹏程 1， 2， 3 罗仙平 1， 2， 3， 4 （1. 西部矿业集团科技发展有限公司， 青海 西宁 810006； 2. 青海省有色矿产资源工程技术研究中心， 青海 西宁810006； 3. 青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室， 青海 西宁810006； 4. 江西理工大学资源与环境工程学院， 江西 赣州 341000） 摘要青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅锌硫混浮锌硫分离工艺流程处理矿石， 导致生产不够稳定， 选矿指标不理想。为解决此问题， 采用中性介质下优先选铅碱性介质下优先选锌硫酸调 浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明 矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55的情况下， 采用1粗2精1 扫选铅、 1粗2精1扫选锌、 1次浮选选硫流程处理矿石， 获得了铅品位为70.72、 含锌2.14、 含硫19.98、 含金 1.92 g/t、 含银 1 322.45 g/t， 铅回收率为 91.78、 金回收率为 14.28、 银回收率为 76.29的铅精矿； 锌品位为 48.86、 含铅0.26、 含硫32.67， 锌回收率为97.88的锌精矿； 硫品位为47.44、 含金0.67 g/t、 含铅0.11、 含锌 0.17， 硫回收率为64.14、 金回收率为80.86的硫精矿。新工艺流程更简洁， 生产更稳定顺畅， 电耗和药剂成本 均有所下降， 在铅、 锌精矿质量指标相当的情况下， 铅、 锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点， 伴生金银和硫 精矿指标也得到了改善。 关键词铅锌硫化矿石优先浮选工艺优化中性介质碱性介质 中图分类号 TD923.7文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -07-103-05 DOI10.19614/ki.jsks.201907018 Optimization Research of a Lead-zinc Sulfide Ore Beneficiation Process in Qinghai Zhou Huarong1， 2， 3Xu Yongwei1， 2， 3Zhang Huiting1， 2， 3Weng Cunjian1， 2， 3Wang Pengcheng1， 2， 3 Luo Xianping1， 2， 3， 4 （1. Technology Development of Western Mining Group Co.， Ltd. Xining 810006， China； 2. Research Center of Nonferrous Mineral Resources of Engineering and Technology in Qinghai Province， Xining 810006， China； 3. Qinghai Province Key Laboratory of Plateau Mineral Processing Engineering and Comprehensive Utilization， Xining 810006， China； 4. School of Resources and Environmental Engineering， Jiangxi University of Science and Technology， Ganzhou 341000， China） AbstractPreferential flotation of lead at neutral medium，mixed flotation of zinc-sulfur and separation of zinc-sulfur process were adopted to treat ores in a lead-zinc sulfide ores concentrator of Qinghai province， which caused unstable produc- tion and unsatisfactory index. In order to solve the problems， beneficial tests was carried out in the process of preferential flo- tation of lead at neutral medium，preferential flotation of zinc at alkaline medium and sulfur separation after pulp condition with sulfuric acid. The results indicated that in the case of grinding fineness of -0.074 mm accounting for 55，lead was se- lected with one roughing-two cleaning-one scavenging， zinc was selected with one roughing-two cleaning-one scavenging and sulfur was selected with one flotation. The lead concentrate was obtained with lead grade of 70.72， zinc grade of 2.14， sul- fur grade of 19.98，gold grade of 1.92 g/t，silver grade of 1 322.45 g/t，lead recovery of 91.78，gold recovery of 14.28 and silver recovery of 76.29. The zinc concentrate was obtained with zinc grade of 48.86，lead grade of 0.26，sulfur grade of 32.67 and zinc recovery of 97.88. The sulfur concentrate was obtained with sulfur grade of 47.44， gold grade of 0.67 g/t， lead grade of 0.11， zinc grade of 0.17， sulfur recovery of 64.14 and gold recovery of 80.86. The new process is more concise，and the production is more stable and smooth. Also，power consumption and reagent costs are reduced. In the same grade index of lead and zinc，the recovery of lead and zinc were increased by 0.50 and 4.32 percentage points，re- spectively. In addition， the flotation index of associated gold and silver were improved. 收稿日期2019-05-22 基金项目国家自然科学基金项目编号 51374116， 青海省重大科技专项 （编号 2018-GX-A7） 。 作者简介周华荣 （1974） ， 男， 总经理， 工程师。通讯作者罗仙平 （1973） ， 男， 副总裁， 教授， 博士研究生导师。 总第 517 期 2019 年第 7 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 517 July 2019 103 ChaoXing 金属矿山2019年第7期总第517期 KeywordsLead-zinc sulfide ore， preferential flotation， process optimization， neutral medium， alkaline medium 铅锌在冶金、 电气、 机械、 化工、 军工、 轻工业及 医药领域有着广泛的应用， 是国民经济建设不可或 缺的重要金属 ［1-5］。我国铅锌矿石类型复杂， 总体表 现为贫矿多、 富矿少、 多金属共伴生的特征 ［6-9］。我国 铅锌矿选矿以浮选工艺为主， 而传统的浮选工艺又 可分为优先浮选工艺、 混合浮选工艺、 等可浮工艺及 异步浮选工艺等 ［10-15］。 青海某硫化铅锌矿选矿厂采用中性介质下优先 浮铅锌硫混浮锌硫分离工艺流程处理矿石， 因 药剂制度、 流程结构等方面的原因， 导致生产不够稳 定， 选矿指标不理想。为解决现场生产所存在的问 题， 在探索试验基础上采用中性介质下优先选铅 碱性介质下优先选锌硫酸调浆再选硫的工艺进行 了选矿工艺优化研究。 1矿石性质 1. 1矿石主要化学成分分析 矿石主要化学成分分析结果见表1。 注 Au、 Ag的含量单位为g/t。 由表1可见， 矿石中主要有价元素为Pb、 Zn、 S， 品位分别为1.05、 5.60、 16.32； 贵金属金、 银均有 综合回收价值， 含量分别为0.18 g/t和23.58 g/t。 1. 2矿石的矿物组成 矿石中的金属矿物主要有铁闪锌矿、 方铅矿、 黄 铁矿以及磁铁矿， 黄铜矿含量较低； 脉石矿物主要为 石英、 方解石、 绿泥石、 云母、 白云石、 长石、 十字石 等， 另有少量或微量的辉石、 金红石、 石膏、 重晶石、 天青石等矿物， 主要矿物含量见表2。 1. 3铅锌化学物相分析 矿石中铅、 锌化学物相分析结果见表3、 表4。 由表3、 表4可知， 矿石中铅、 锌的氧化率均很低， 分别为5.33和4.03， 因此， 试验用矿石属于原生硫 化铅锌矿石。 1. 4矿石中主要矿物的嵌布特征 方铅矿是矿石中铅的主要载体矿物， 多呈粒状、 条带状分布， 粒度主要分布在0.074～0.020 mm， 分布 率达87.25， 在磨矿细度为-0.074 mm占55情况下 的单体解离度为76.82。 铁闪锌矿是矿石中锌的主要载体矿物， 多呈粒 状、 不规则状被包裹及边缘连生， 连生边界多呈锯齿 状或港湾状， 粒度主要分布在0.147～0.020 mm， 分布 率达83.44， 在磨矿细度为-0.074 mm占55情况下 的单体解离度为73.96。 黄铁矿为矿石中含量最高的金属矿物， 多呈不 规则团块状集合体分布在脉石中， 部分呈粒状、 星点 状、 浸染状分布于脉石中， 粒度主要分布在 0.147～ 0.020 mm， 分布率达 86.49， 在磨矿细度为-0.074 mm占55情况下的单体解离度为77.56。 主要脉石矿物石英、 方解石、 绿泥石、 云母、 白云 石、 长石、 十字石等大多相互紧密连生构成各种金属 硫化物的嵌布基底。 2试验结果与讨论 硫化铅锌矿石的浮选方案主要有铅锌依次优先 浮选方案和铅优先浮选锌硫混浮锌硫分离方 案。通常， 铅锌优先浮选是在高碱条件下以乙硫氮 为捕收剂进行选别， 这样既影响伴生金银在铅精矿 中的富集， 又影响后续对硫的回收。现场采用中性 介质下优先浮铅锌硫混浮锌硫分离工艺流程处 理该硫化铅锌矿石， 流程结构复杂。试验以现场流 程为基础， 采用中性介质下优先选铅碱性介质下 优先选锌硫酸调浆再选硫流程研究该矿石的选矿 工艺。 2. 1条件试验 2. 1. 1铅粗选条件试验 选铅条件试验采用1次粗选流程。由于浮选矿 104 ChaoXing 周华荣等 青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究2019年第7期 浆浓度主要通过影响矿浆的充气、 矿浆中药剂的浓 度及浮选时间等来影响浮选指标 ［16］， 因此， 试验首先 进行了铅粗选矿浆浓度试验。结果表明， 适宜的铅 粗浮选浓度为42。由于现场的中矿返回会导致铅 粗选作业浓度下降， 因此， 现场应适当提高铅粗选新 给矿 （即旋流器溢流） 的浓度至45左右。 2. 1. 1. 1磨矿细度试验 磨矿细度是影响选别指标的重要因素 ［17］。磨矿 细度试验的矿浆浓度为42， 25黑药用量为50 g/t， 试验结果见表5。 由表5可知， 随着磨矿细度的提高， 铅粗精矿铅 品位先下降后上升， 铅回收率先上升后下降。综合 考虑， 确定磨矿细度为-0.074 mm占55。 2. 1. 1. 225黑药用量试验 25黑药用量试验的磨矿细度为-0.074 mm 占 55， 矿浆浓度为42， 试验结果见见表6。 由表6可知， 随着25黑药用量的增大， 铅粗精矿 铅品位下降、 铅回收率先上升后维持在高位， 锌品位 和锌回收率均上升。综合考虑， 确定铅粗选的25黑 药用量为50 g/t。 2. 1. 2锌粗选条件试验 锌粗选条件试验给矿为1粗1扫选铅尾矿， 药剂 用量为对原矿计。 2. 1. 2. 1石灰用量试验 石灰用量试验硫酸铜用量为200 g/t， 丁基黄药用 量为100 g/t， 试验结果见表7。 由表7可知， 随石灰用量的增加， 锌粗精矿锌品 位先维持在低位后显著上升， 锌作业回收率先升高 后下降， 硫品位和硫作业回收率呈先慢后快的下降 趋势。综合考虑， 确定锌粗选的石灰用量为3000 g/t。 2. 1. 2. 2硫酸铜和丁基黄药用量试验 在考虑硫酸铜和丁基黄药用量对选锌效果的影 响时， 需兼顾硫酸铜和丁基黄药间的交互影响。在 探索试验基础上， 对200 g/t、 300 g/t、 400 g/t的硫酸铜 和70 g/t、 100 g/t、 130 g/t的丁基黄药按二因素三水平 正交试验组合方式进行了用量组合， 对应情况下的 锌粗精矿指标见表8。 由表 8 可知， 在硫酸铜丁基黄药用量为 200 100 g/t时的锌粗精矿指标较好。综合考虑， 确定硫酸 铜丁基黄药的用量为200100 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， 试验流程见图1， 试验结果见表9。 由表9可知， 铅、 锌、 硫、 金、 银品位分别为1.05、 锌5.60、 硫16.32、 金0.18 g/t、 银23.58 g/t的矿石， 在磨矿细度为-0.074 mm占55的情况下， 采用图1 所示的流程处理， 可获得铅品位为 70.72、 含锌 2.14、 含硫19.98、 含金1.92 g/t、 含银1 322.45 g/t， 铅回收率为91.78、 金回收率为14.28、 银回收率为 76.29的铅精矿； 锌品位为48.86、 含铅0.26、 含硫 32.67， 锌回收率为 97.88的锌精矿； 硫品位为 47.44、 含金0.67 g/t、 含铅0.11、 含锌0.17， 硫回 收率为64.14、 金回收率为80.86的硫精矿。 105 ChaoXing 3结论 （1） 青海某铅锌硫化矿石铅、 锌、 硫、 金、 银品位 分别为 1.05、 锌 5.60、 硫 16.32、 金 0.18 g/t、 银 23.58 g/t， 主要有用矿物为方铅矿， 铁闪锌矿和硫铁 矿； 铅、 锌的氧化率均很低， 分别为5.33和4.03； 方 铅矿多呈粒状、 条带状分布， 粒度主要分布在0.074～ 0.020 mm； 铁闪锌矿多呈粒状、 不规则状被包裹及边 缘连生， 粒度主要分布在0.147～0.020 mm； 黄铁矿多 呈不规则团块状集合体分布在脉石中， 粒度主要分 布在0.147～0.020 mm； 脉石矿物主要为石英、 方解石、 绿泥石、 云母、 白云石、 长石、 十字石等。 （2） 矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55的情况 下， 采用中性介质下优先选铅碱性介质下优先选 锌硫酸调浆再选硫的原则流程， 1粗2精1扫选铅、 1 粗 2 精 1 扫选锌、 1 次浮选选硫， 可获得铅品位为 70.72、 含锌2.14、 含硫19.98、 含金1.92 g/t、 含银 1322.45 g/t， 铅回收率为91.78、 金回收率为14.28、 银回收率为76.29的铅精矿； 锌品位为48.86、 含铅 0.26、 含硫32.67， 锌回收率为97.88的锌精矿； 硫 品 位 为 47.44 、 含 金 0.67 g/t、 含 铅 0.11 、 含 锌 0.17， 硫回收率为64.14、 金回收率为80.86的硫 精矿。 （3） 新工艺流程更简洁， 生产更稳定顺畅， 电耗 和药剂成本均有所下降， 在铅、 锌精矿质量指标相当 的情况下， 铅、 锌回收率分别提高了0.50和4.32个百 分点， 伴生金银和硫精矿指标也得到了改善， 经济效 益明显提高。 参 考 文 献 Sun W， Su J F， Zhang G， et al. 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