林蜀勇 李正要

(1.江西一元再生資源有限公司；2.北京科技大學土木與環(huán)境工程學院)

河北某鉛鋅礦鉛鋅分離試驗

林蜀勇1李正要2

(1.江西一元再生資源有限公司；2.北京科技大學土木與環(huán)境工程學院)

河北某鉛鋅礦石中的主要金屬礦物方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦等共生關系緊密，嵌布粒度不均勻，鉛鋅礦物分離難度較大。為高效開發(fā)利用該礦石資源，進行了抑鋅選鉛工藝流程試驗。結果表明，在磨礦細度為-0.074 mm占70%的條件下，采用1粗3精2掃選鉛、1粗3精2掃選鋅、中礦順序返回流程處理，可獲得鉛品位為51.60%、含銀412.00 g/t、含鋅3.39%、鉛回收率為90.13%、銀回收率為68.01%的鉛精礦，以及鋅品位為50.26%、含銀61.54 g/t、含鉛1.21%、鋅回收率為87.26%、銀回收率為20.52%的鋅精礦。

鉛鋅礦 優(yōu)先浮選 鉛鋅分離

鉛和鋅作為重要的有色金屬礦產(chǎn)資源，在國民經(jīng)濟中具有重要地位，鉛和鋅廣泛應用于電氣工業(yè)、機械工業(yè)、軍事工業(yè)、冶金工業(yè)和化學工業(yè)等領域[1]。

河北某鉛鋅礦石中方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦等共生關系緊密，嵌布粒度不均勻，鉛鋅礦物分離難度較大。因此，進行了鉛鋅浮選分離試驗研究。

1 礦石性質

礦石中金屬礦物主要為閃鋅礦和方鉛礦，其次為黃鐵礦、黃銅礦、白鐵礦、毒砂、輝銀礦等，脈石礦物主要為石英，其次為云母、方解石、黏土等。礦石主要化學成分分析結果見表1，鋅、鉛物相分析結果見表2、表3。

表1 礦石主要化學成分分析結果 %

成分PbZnAgCuSTFe含量3.757.6239.680.0211.5312.79成分AsMnSiO2Al2O3MgOCaO含量0.010.7542.344.265.015.73

注：Ag的含量單位為g/t。

表2 礦石鋅物相分析結果 %

鋅相別含量占有率硫化鋅7.2294.63氧化鋅0.415.37總鋅7.63100.00

由表1可以看出，礦石中有回收價值的元素主要為鉛、鋅，銀有綜合回收價值；有害元素砷含量很低。

表3 礦石中鉛物相分析結果 %

由表2、表3可以看出，礦石中鉛和鋅的氧化率都較低，屬硫化鉛鋅礦石，可通過浮選工藝回收。

2 試驗研究

硫化鉛鋅礦的主要回收工藝有鉛鋅混合浮選—鉛鋅分離流程[2-3]、優(yōu)先浮選流程[4-5]、等可浮流程等。先混合浮選再鉛鋅分離易造成各精礦之間的嚴重夾雜問題[6]；優(yōu)先浮選處理較復雜礦石具有易于實施、浮選指標波動較小的優(yōu)點[7]。探索試驗表明，采用優(yōu)先選鉛再活化選鋅的工藝適合該鉛鋅礦石的選別。

2.1 選鉛條件試驗

選鉛條件試驗流程見圖1。

圖1 選鉛條件試驗流程

2.1.1 pH調整劑石灰用量試驗

石灰價格低廉，是鉛鋅分離的優(yōu)良礦漿pH調整劑，也是有效的抑制劑。石灰用量試驗的硫酸鋅用量為2 500g/t，捕收劑乙硫氮為40g/t，試驗結果見圖2。

圖2 石灰用量對鉛浮選的影響

由圖2可以看出，隨著石灰用量的增大，鉛粗精礦鉛品位升高、鉛回收率先升后降，鋅品位和鋅回收率降低。因此，確定石灰用量為5 000g/t，對應的礦漿pH=11.5。

2.1.2 抑制劑用量試驗

鉛鋅分離的關鍵是鋅礦物的有效抑制劑。該鉛鋅礦石中含銅僅為0.02%，次生銅離子活化閃鋅礦的可能性相對較小。探索試驗對鋅抑制劑硫酸鋅、硫酸鋅+硫代硫酸鈉、硫酸鋅+亞硫酸鈉分別進行試驗，結果表明，單用硫酸鋅時鉛鋅分離效果好。硫酸鋅用量試驗的石灰用量為5 000g/t、乙硫氮為40g/t，試驗結果見圖3。

圖3 硫酸鋅用量對鉛浮選的影響

由圖3可以看出，隨著硫酸鋅用量的增大，鉛粗精礦鉛品位和鉛回收率上升，鋅品位和鋅回收率下降。因此，確定硫酸鋅的粗選用量為3 000g/t。

2.1.3 捕收劑用量試驗

為進一步提高鉛的浮選回收率，進行了捕收劑種類及用量試驗。捕收劑種類選擇試驗進行了丁基黃藥、乙硫氮、乙基黃藥對比。結果表明，用丁基黃藥選鉛可取得較高的鉛回收率。丁基黃藥用量試驗的石灰用量為5 000g/t、硫酸鋅為3 000g/t、松醇油為40g/t，試驗結果見圖4。

圖4 丁基黃藥用量對鉛浮選的影響

由圖4可以看出，隨著丁基黃藥用量的增大，鉛粗精礦鉛回收率上升、鉛品位下降，鋅品位和鋅回收率均上升。綜合考慮，確定鉛粗選丁基黃藥的用量為30g/t。

2.2 選鋅條件試驗

選鋅條件試驗流程見圖5。

2.2.1 活化劑硫酸銅用量試驗

活化劑硫酸銅用量試驗的丁基黃藥用量為60g/t，試驗結果見圖6。

由圖6可以看出，隨著硫酸銅用量的增大，鋅粗精礦鋅品位下降、鋅回收率先明顯上升后小幅下降。綜合考慮，確定硫酸銅的粗選用量為400g/t。

2.2.2 丁基黃藥用量試驗

丁基黃藥用量的硫酸銅用量為400g/t，試驗結果見圖7。

圖5 浮鋅條件試驗流程

圖6 硫酸銅用量對鋅浮選的影響

圖7 丁基黃藥用量對鋅浮選的影響

由圖7可以看出，隨著丁基黃藥用量的增大，鋅粗精礦鋅品位下降、鋅回收率先顯著上升后維持在高位。綜合考慮，確定丁基黃藥的粗選用量為 80g/t。

2.3 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗基礎上進行了閉路試驗，試驗流程見圖8。試驗結果見表4。

表4 閉路試驗結果 %

產(chǎn)品產(chǎn)率品位PbZnAg回收率PbZnAg鉛精礦6.5551.603.39412.0090.132.9168.01鋅精礦13.231.2150.2661.544.2787.2620.52尾礦80.220.260.935.675.609.8311.47原礦100.003.757.6239.68100.00100.00100.00

注：Ag的含量單位為g/t。

從表4可以看出，采用圖8所示的流程處理該礦石，可獲得鉛品位為51.60%、含銀412.00g/t、含鋅3.39%、鉛回收率為90.13%、銀回收率為68.01%的鉛精礦，以及鋅品位為50.26%、含銀61.54g/t、含鉛1.21%、鋅回收率為87.26%、銀回收率為20.52%的鋅精礦。

圖8 閉路試驗流程

3 結 論

(1)河北某鉛鋅礦石中金屬礦物主要為閃鋅礦和方鉛礦，其次為黃鐵礦、黃銅礦、白鐵礦、毒砂、輝銀礦等，脈石礦物主要為石英，其次為云母、方解石、黏土等。方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦等共生關系緊密，嵌布粒度不均勻，鉛鋅礦物分離難度較大。

(2)礦石中有回收價值的元素主要為鉛、鋅，銀有綜合回收價值，礦石中鉛和鋅的氧化率都較低，屬硫化鉛鋅礦石。

(3)礦石在磨礦細度為-0.074mm占70%的情況下，采用1粗3精2掃選鉛、1粗3精2掃選鋅、中礦順序返回流程處理，可獲得鉛品位為51.60%、含銀412.00g/t、含鋅3.39%、鉛回收率為90.13%、銀回收率為68.01%的鉛精礦，以及鋅品位為50.26%、含銀61.54g/t、含鉛1.21%、鋅回收率為87.26%、銀回收率為20.52%的鋅精礦。

[1] 趙福剛.我國鉛鋅礦選礦技術現(xiàn)狀[J].有色礦冶，2007(6):20-25.

[2] 王偉之,陳麗平,孟慶磊.某復雜難選銅鉛鋅多金屬硫化礦選礦試驗[J].金屬礦山，2014(3):75-77.

[3] 王恒峰,李兵容.川西某鉛鋅礦選礦試驗研究[J].中國礦業(yè),2007(12):113-115.

[4] 吳雙橋.低品位鉛鋅硫化礦鉛鋅分離試驗研究[J].礦產(chǎn)綜合利用，2010(4):15-18.

[5] 周 濤,師偉紅,余江鴻.內蒙某難處理銅鉛鋅多金屬礦石選礦技術優(yōu)化[J].金屬礦山，2013(5):82-87.

[6] 曹進成,曹 飛,呂 良,等.山東某鉛鋅銀多金屬礦選礦試驗研究[J].化工礦物與加工,2012(1):20-22.

[7] 張紅新,郭珍旭,李洪潮.某復雜難選銅鉛鋅多金屬礦選礦試驗研究[J].有色金屬：選礦部分,2014(5):17-20.

Study on Separation of Lead from Zinc of a Lead-—zinc Ore in Hebei Province

Lin Shuyong1Li Zhengyao2

(1.Jiangxi Yiyuan Renewable Resources Co. Ltd.；2.School of Civil and Environmental Engineering, University of Science and Technology Beijing)

Study was made on flotation separation of lead and zinc in a lead-zinc ore in Hebei Province, in which the main metallic minerals of galena, sphalerite, pyrite are closely associated with each other and uneven disseminated. The results indicated that, at the grinding fineness of 70% passing 0.074 mm, through lead flotation of one roughing-three cleaning-two scavenging, zinc flotation of one roughing-three cleaning-two scavenging, and middles back to the flowsheet in turn process. Lead concentrate with 51.60% lead and recovery of 90.13%, 412.00 g/t silver and recovery of 68.01%, zinc grade of 3.39%, and zinc concentrate with 50.26% zinc and recovery of 87.26%, 61.54 g/t silver and recovery of 20.52%, lead grade of 1.21% is obtained.

Lead-zinc ore, Preferential flotation, Lead-zinc separation

2015-04-18)

林蜀勇(1976—)，男，工程師，334200 江西省德興市銀鹿工業(yè)園區(qū)。