提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标新工艺研究-

1、提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标新工艺研究罗仙平1,周贺鹏1,周跃1,雷梅芬1,张俊2(1江西理工大学,江西赣州341000;2四川天工威达科贸有限公司,四川成都610036摘要:为提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标,以CaCl 2+LY 05组合药剂作为黄铁矿的抑制剂,ZnSO 4作为锌矿物的抑制剂,乙硫氮+丁铵黑药作为铅矿物的捕收剂,在较低的矿浆pH 值条件下采用抑锌浮铅优先浮选流程来实现铅锌分离并尽可能回收其中的银矿物。试验结果表明,采用新工艺可使铅精矿产品中铅品位达到6515%、回收率为6029%,银品位达到3200g /t 、回收率为44.09%,与原工艺相比,铅回收率提高了326%,银回

2、收率提高了3198%;锌精矿产品中锌品位达到5825%、回收率为8365%,银品位达到230g /t 、回收率为3097%,与原工艺相比,锌回收率提高了540%,银回收率提高了1205%。与原工艺相比,新工艺不仅大幅度提高了银的回收率,而且铅、锌精矿质量与回收率也得到了提高。关键词:浮选;铅锌矿;伴生银;组合抑制剂中图分类号:TD923文献标识码:A文章编号:02536099(201103003505New Technique to Improve Dressing Indexes of Associated Silverin Complex Lead-zinc OreLUO Xian-pin

3、g 1,ZHOU He-peng 1,ZHOU Yue 1,LEI Mei-fen 1,ZHANG Jun 2(1Jiangxi University of Science and Technology ,Ganzhou 341000,Jiangxi ,China ;2Sichuan Tiangong Weida Tech Trade Co Ltd ,Chengdu 610036,Sichuan ,China Abstract :To improve the comprehensive recovery of associated silver from a complex lead-zinc

4、 ore ,CaCl 2/LY 05and ZnSO 4were used respectively as the depressants of pyrite and zinc-bearing mineral ,while a combined reagent of diethyl-dithiocarbamate and butylamine was used as the collector of lead mineralsFor a pulp with low pH ,Pb /Zn selectiveflotation process was chosen to realize the s

5、eparation of zinc and lead minerals and to reclaim as far as possible the silver minerals thereinLead grade and recovery of the lead concentrate obtained adopting this new technique are 6515%and 6029%,respectively ,while the content and recovery of silver in this lead concentrate are 3200g /t and 44

6、09%,respectively ,and the recoveries of lead and silver have been increased by 326%and 3198%,respectivelyZinc grade and recovery of the zinc concentrate are 5825%and 8365%,respectively ,while the content and recovery of silver in this zinc concentrate are 230g /t and 3097%,respectively ,and the reco

7、veries of zinc and silver have been raised by 540%and 1205%,respectivelyThis new method has a better index than the traditional process ,as it can not only increase greatly the silver recovery ,but also improve the concentrate quality and recovery of lead and zincKey words :flotation ;lead-zinc ore

8、;associated silver ;combined depressant某复杂多金属铅锌矿属于以锌为主的硫化铅锌银矿床,是一含铅、锌、银等多种金属的大型矿山。目前生产现场采用石灰在高碱条件下抑制黄铁矿、硫酸锌和亚硫酸钠作为锌矿物的抑制剂的抑锌浮铅工艺流程,获得铅精矿含铅6311%、回收率为5703%,含银1560g /t 、回收率为1211%;锌精矿含锌5576%、回收率为7825%,含银195g /t 、回收率为1892%。此工艺虽然解决了铅锌的回收问题,但矿石中的银矿物没有得到有效的回收,综合回收率还有很大的提升空间。由于银矿物浮选时对矿浆pH 值变化很敏感,在高碱度矿浆中浮选时不利

9、于银矿物的回收,严重影响了银的回收率1。为综合回收这部分铅、锌、银矿产资源,进一步提高铅锌矿中伴生银选矿指标,进行了系统的矿石性质和选矿工艺研究。1矿石性质及试验方案1.1矿石性质原矿主要金属矿物有闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、磁收稿日期:2011-01-17基金项目:国家青年科学基金项目(50704018;江西省教育厅科学技术研究项目(GJJ08267;江西省自然科学基金项目(2007GQC0643;江西省青年科学家(井冈之星培养对象计划项目(2007DQ00400作者简介:罗仙平(1973,男,湖北仙桃人,教授,博士,主要研究方向为矿物加工理论与工艺。第31卷第3期2011年06月矿冶工程MIN

10、ING AND METALLURGICAL ENGINEERINGVol313June 2011铁矿、银黝铜矿、磁黄铁矿、毒砂、自然银-银金矿、深红银矿、白铅矿等;脉石矿物主要有黑云母、绿泥石、炭泥质粉砂岩、白云母等。原矿多元素分析结果见表1,铅锌矿物的氧化率分别为1119%和1789%。表1原矿化学多元素分析结果(质量分数/% Pb Zn Cu S SiO2MgO Au1Ag1Al2O3As 13484402057025829320190238003 1单位为g/t。矿物的嵌布特征比较复杂,闪锌矿多呈团块状、脉状包裹交代方铅矿、银黝铜矿或部分呈浸染状穿插交代黄铁矿,有的还被炭质、绢云母、绿泥

11、石包裹成集合体脉或碳酸盐矿物脉。方铅矿多呈脉状、团块状或显微文象状穿插交代闪锌矿、黄铜矿和银黝铜矿,粒径0005 025mm不等,有的方铅矿则呈不规则状充填于方解石、石英粒间,另有部分方铅矿还与深红银矿毗邻连生。自然银-银金矿呈亮乳白带黄色反射色,多呈不规则状与毒砂、银黝铜矿连生,粒径001 005mm。另有部分银金矿,大小00025mm,与硫锑铜银矿连生分布于黄铜矿中,最大可达01mm。12选矿方案的确定铅、锌硫化矿的选矿回收目前仍以浮选为主,常见的工艺流程有直接优先浮选、全混合浮选、部分混合浮选、等可浮四类。对本矿石,因硫化矿含量高,故全浮流程不予考虑,而铅锌分离本来就很困难,如混浮在一起

12、,势必进一步增大铅锌分离的难度,故部分混合浮选流程与等可浮流程也不宜采用,因此本文着重考虑铅-锌直接优先浮选流程。由于矿石中含有较多的黄铁矿,而通常采用石灰在高碱条件下抑制黄铁矿,然而在高碱条件下浮选时会对银矿物的回收不利2。为实现铅锌分离,同时尽可能回收其中的银矿物,所选流程的原则必须是在低碱条件下实现铅锌分离同时及时的选出易浮的银矿物和银的主要载体矿物3。据此,决定在流程试验中采取如下措施:低碱条件下浮选;选择合适有效的黄铁矿和闪锌矿抑制剂;选择对铅和银矿物具有高选择性的捕收剂作铅矿物捕收剂。13试验设备和药剂XMQ24090锥型球磨机磨矿,XFD系列单槽和XFG系列挂槽浮选机。试验用水为

13、自来水。试验试剂除捕收剂、起泡剂为工业产品外,其它均为分析纯。单元试验样重1000g。2试验结果与讨论21铅浮选循环条件试验及结果211捕收剂种类对铅粗选的影响探索性试验考察了苯胺黑药、丁铵黑药、乙硫氮、丁铵黑药+苯胺黑药、乙硫氮+丁铵黑药、乙硫氮+苯胺黑药等捕收剂对铅浮选的影响,结果表明各种捕收剂对该铅矿物都有一定的捕收作用,其中丁铵黑药的捕收能力较强,但选择性较差,获得的铅粗精矿品位偏低;苯胺黑药、丁铵黑药+苯胺黑药的捕收能力和选择性都较差,获得的铅粗精矿品位和回收率都不高;乙硫氮对铅矿物的捕收能力和选择性都较好,但对银矿物的捕收能力较低;而混合型捕收剂乙硫氮+丁铵黑药不论对铅矿物的选择能

14、力还是对银矿物的的捕收能力都是最好。因此选择乙硫氮+丁铵黑药作铅的捕收剂进行优先选铅。212混合捕收剂用量及配比对铅粗选的影响使用混合捕收剂乙硫氮+丁铵黑药作为铅粗选的捕收剂,它们的用量配比以及是否发挥捕收剂混合用药协同效应对选别指标的好坏起着至关重要的作用4。为此进行了其用量及配比试验。按照图1所示流程,进行了混合捕收剂用量试验。试验结果表明,随乙硫氮+丁铵黑药用量增加,粗精矿中铅和银的回收率也随之增加,但捕收剂用量超过70g/t以后,回收率基本不变而精矿品位有所下降,所以捕收剂用量定为70g/t较为合适。试验固定捕收剂总用量为70g/t,进行了混合捕收剂配比试验,试验流程见图1,试验结果见

15、表2。图1捕收剂种类试验流程由表2可见,随乙硫氮用量增加,铅粗精矿中铅品位与回收率均增大。当乙硫氮与丁铵黑药配比为61时,铅的选别指标最好。此时铅粗精矿中铅银品位相差不大,而铅银的回收率最高。所以铅粗选捕收剂乙硫氮+丁铵黑药的配比控制在61左右较合适。213组合抑制剂用量对铅粗选的影响在铅锌硫化矿浮选分离过程中,长期以来都是采用大量的石灰调浆,以高碱工艺抑锌硫浮铅,产生了诸多弊端,所以63矿冶工程第31卷表2混合捕收剂配比对铅粗选的影响乙硫氮+丁铵黑药用量/(g·t1产品名称产率/%品位/%回收率/%Pb Zn Ag1P Zn Ag铅粗精矿3381656123610225042734

16、963798 10+60(16尾矿96620788285841572795046202原矿100001318429100100001000010000铅粗精矿3421782136410625045825634129 20+50(25尾矿96580758095349541894375871原矿100001338288800100001000010000铅粗精矿354193614579854050396173711 30+40(34尾矿96460708136129496193836289原矿100001368369400100001000010000铅粗精矿41518371631993705647

17、8054434 35+35(11尾矿95850618075400435391955566原矿100001358419300100001000010000铅粗精矿4261656123610225053046314537 40+30(43尾矿95740658165477469693695463原矿100001338349600100001000010000铅粗精矿479179416229796064139284992 50+20(52尾矿95210507984945358790725008原矿100001348379400100001000010000铅粗精矿4861805159298230659

18、69215189 60+10(61尾矿95140488024652340490794811原矿100001338409200100001000010000 1单位为g/t。在低碱条件下对黄铁矿抑制剂的研究是一个重要的研究方向5。黄铁矿的抑制剂主要包括无机和有机抑制剂两大类,无机抑制剂有硫化钠、硫酸锌、重铬酸盐、高锰酸钾、磷酸三钠等6,有机抑制剂有糊精、单宁、腐殖酸盐、聚丙烯酰胺等7,生产上也出现了很多对黄铁矿有抑制能力的抑制剂,如CaCl2、CMC、EDTA、LY05,其中LY05与CaCl2配合使用效果更好,它们能在较宽的矿浆pH值范围内表现出对黄铁矿优异的抑制能力。据此,本文安排了组合抑制

19、剂CaCl2+ LY05作黄铁矿的抑制剂,考察其用量对铅粗选的影响,试验流程见图1,试验结果见表3。由表3可见,随组合抑制剂CaCl2+LY05用量的增加,铅粗精矿中铅品位明显升高。当CaCl2+ LY05用量为400+200g/t时,铅的选别指标最好,此时铅粗精矿中铅的品位和回收率均较高。综合考虑铅品位和回收率,选取组合抑制剂CaCl2+LY05用量为400+200g/t较为合适。214ZnSO4用量对铅粗选的影响实现低碱条件下铅锌分离,除了较低的矿浆pH值以外,抑锌效果的好坏也直接影响到选铅和选锌的指标。锌常用的抑制剂为硫酸锌,它能降低铅精矿中锌的含量8。按图1流程,在矿浆pH为85的条件

20、下进行了ZnSO4的用4表3组合抑制剂用量对铅粗选的影响CaCl2+LY05用量/(g·t1产品名称产率/%品位/%回收率/%Pb Zn Ag1P Zn Ag铅粗精矿6881268164273740676313455637 0+0尾矿93120457814217323786554363原矿100001298409000100001000010000铅粗精矿521150414588889062199135263 0+200尾矿94790507984398378190874737原矿100001268328800100001000010000铅粗精矿4761662141799850581

21、78075056 0+400尾矿95240608074879418391934944原矿100001368369400100001000010000铅粗精矿5841452153780450632810715107 200+0尾矿94160527954781367289294893原矿100001348389200100001000010000铅粗精矿548146313658795061208945182 200+200尾矿94520548064740388091064818原矿100001318379300100001000010000铅粗精矿5241560136588860605586350

22、07 200+400尾矿94760567994901394591374993原矿100001358299300100001000010000铅粗精矿531153215638986063069945302 400+0尾矿94690507944466369490064698原矿100001298359000100001000010000铅粗精矿493172614629255063508645127 400+200尾矿95070518014562365091364873原矿100001348348900100001000010000铅粗精矿465178913879834062557684970 40

23、0+400尾矿95350528134853374592325030原矿100001338409200100001000010000 1单位为g/t。表4ZnSO4用量对铅粗选的影响ZnSO4用量/(g·t1产品名称产率/%品位/%回收率/%Pb Zn Ag1P Zn Ag 铅粗精矿475178913319354062957605049 1200尾矿95250538074574370592404951原矿100001358328800100001000010000铅粗精矿457182512179747060886654739 1400尾矿954305681851823912933552

24、61原矿100001378369400100001000010000铅粗精矿4261917113110105060055754679 1600尾矿95740578255113399594255321原矿100001368389200100001000010000铅粗精矿3861956110210405057635084319 1800尾矿96140588265496423794925681原矿100001318379300100001000010000 1单位为g/t。由表4可知,随着ZnSO4用量的增加,铅粗精矿中锌的含量逐渐降低,当ZnSO4用量增加到1600g/t以后,铅粗精矿中锌的含量

25、基本不变,而铅的回收率降幅较大。因此选择ZnSO4用量为1600g/t。215磨矿粒度对铅锌分离的影响铅锌矿物充分单体解离是实现铅锌分离和提高伴生银回收率的基本73第3期罗仙平等:提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标新工艺研究条件,磨矿粒度的选择决定了铅锌矿物与脉石矿物单体是否充分解离9。为此,进行了磨矿粒度试验,试验流程同图1,试验结果见表5。表5磨矿粒度对铅粗选的影响0074mm 粒级含量/%产品名称产率/%品位/%回收率/%PbZnAg 1P Zn Ag 铅粗精矿37818881302942705326594400470尾矿96220658095546467494065996原矿1000013

26、48288900100001000010000铅粗精矿39418981241963505581588421875尾矿96060628145417441994125782原矿100001348319000100001000010000铅粗精矿428191711311010505989576465080尾矿95720578285198401194245350原矿100001378419300100001000010000铅粗精矿434192610871031406057562471285尾矿95660578295252394394385288原矿10000138840950010000100001

27、00001单位为g /t 。由表5可见,随物料被磨细,铅粗精矿中铅品位和回收率都逐渐升高。当磨矿粒度达到0074mm 粒级占80%时,铅粗精矿中铅品位和回收率均较高,此后若继续磨细,铅的选别指标变化不大,所以选取铅粗选磨矿粒度为0074mm 粒级占80%左右。216精选条件对铅选矿指标的影响为了强化铅精选时锌矿物和黄铁矿的抑制,适当提高矿浆pH 值并控制在10左右,并加入适量的ZnSO 4可以提高铅精矿产品的质量。试验结果表明,经过四次精选后,可使铅精矿产品中铅品位达到6976%、回收率为45.21%,银品位达到3350g /t 、回收率为3078%。22锌浮选循环条件试验及结果221CuSO

28、 4用量对锌粗选的影响闪锌矿的自然可浮性较差,尤其是在选铅过程中受到了硫酸锌的抑制,活性进一步降低,加入活化剂硫酸铜后,在闪锌矿表面形成疏水膜,闪锌矿的可浮性大为增强,而活化剂硫酸铜的用量直接影响了闪锌矿的活化程度,决定了其活性离子在闪锌矿表面的吸附量和表面活性膜的牢固程度10,所以在选锌作业时必须先将锌活化。本文采用CuSO 4作活化剂,考察CuSO 4用量对锌粗选的影响,试验结果见图2。其中试验矿浆pH =85,CaCl 2和LY 05用量均为400g /t ,丁基黄药用量为130g /t ,2#油用量为14g /t 。由图2可知,随硫酸铜用量增加,锌回收率逐渐升高。当硫酸铜用量超过400

29、g /t 以后,锌回收率变化不 大而锌品位有所下降,因此选取锌粗选硫酸铜用量为400g /t 。图2硫酸铜用量对锌粗选的影响222丁基黄药用量对锌粗选的影响锌经硫酸铜活化后通常采用丁基黄药作为捕收剂,本文主要考察丁基黄药用量对锌浮选行为的影响,试验结果见图3。其中试验矿浆pH =85,CaCl 2和LY 05用量均为400g /t ,CuSO 4用量为400g /t ,2#油用量为14g /t 。图3丁基黄药用量对锌粗选的影响由图3可知,随丁基黄药用量增加,锌回收率逐渐升高,当丁基黄药用量超过130g /t 后,锌回收率变化不大而锌品位降幅较大。所以选取锌粗选丁基黄药用量为130g /t 。2

30、3铅锌浮选新工艺流程试验在上述条件试验及开路流程试验的基础上,进行了铅-锌优先浮选的全流程闭路试验。试验流程和药剂制度见图4,试验结果见表6。由表6可见,采用新工艺可获得含铅6515%、铅回收率6029%,含银3200g /t 、银回收率4409%的铅精矿;含锌5825%、回收率为8365%,含银230g /t 、回收率为3097%的锌精矿。与原工艺相比,铅精矿产品中铅回收率提高了326%,银回收率提高了31.98%;锌精矿产品中锌回收率提高了540%,银回收率提高了1205%83矿冶工程第31卷图4铅锌浮选新工艺流程表6铅锌浮选新工艺试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%Pb Zn Ag1P Zn Ag铅精矿124651539532000060290584409锌精矿121210058252300090483653097尾矿86640471502591306715