任飛 李志鋒 胡志剛 周南 高野 高楊
摘要:針對內蒙古某含銀銅鉛鋅多金屬硫化礦石性質,開展了選礦試驗研究。結果表明:采用部分混合浮選流程及適宜工藝條件,閉路試驗可獲得較好指標,銅精礦銅品位20.21 %、銅回收率68.74 %,含銀11 772.06 g/t、銀回收率29.23 %;鉛精礦鉛品位58.64 %、鉛回收率90.38 %,含銀2 448.30 g/t、銀回收率57.38 %;鋅精礦鋅品位57.33 %、鋅回收率86.10 %,含銀164.00 g/t、銀回收率3.22 %;銀總回收率89.83 %,銅、鉛、鋅和銀均得到有效綜合回收。
關鍵詞:含銀銅鉛鋅多金屬硫化礦;部分混合浮選;銅鉛分離;抑制劑;調整劑
中圖分類號:TD952????????? 文章編號:1001-1277(2021)08-0061-06
文獻標志碼:Adoi:10.11792/hj20210813
內蒙古某含銀銅鉛鋅多金屬硫化礦石組成較為復雜,礦物間共生關系密切,黃鐵礦呈脈狀沿巖石裂隙分布,部分呈浸染狀,閃鋅礦部分包裹有黃銅礦,可供回收的有益元素有銅、鉛、鋅、銀。本文針對該礦石性質,開展了選礦工藝試驗研究,為其高效開發(fā)利用提供依據(jù)。
1 礦石性質
1.1 化學成分及粒度篩析
礦石中主要有用元素為鉛、鋅、銅、銀和金。礦石化學成分分析結果見表1,礦石粒度篩析結果見表2。
表1 礦石化學成分分析結果
成分CuPbZnSAg1)Au2)CaOMgOSiO2
w/%0.071.531.321.26100.690.272.030.9959.02
注:1)w(Ag)/(g·t-1); 2)w(Au)/(g·t-1)。
1.2 物相分析
礦石中的鉛、鋅主要以硫化物形式存在,硫化物中鉛(方鉛礦)占總鉛的95.95 %,氧化物中鉛占總鉛的4.05 %(見表3);硫化物中鋅(閃鋅礦)占總鋅的94.32 %,氧化物中鋅只占總鋅的5.68 %(見表4)。
1.3 礦石礦物組成及主要礦物嵌布特征
礦石中金屬礦物有方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦、針鐵礦、黃銅礦、黝銅礦等,脈石礦物主要有石英、方解石、條紋長石、白云石、水鎂石等。礦石中黃鐵礦呈脈狀沿巖石裂隙分布,部分呈浸染狀;閃鋅礦部分包裹有黃銅礦,金屬礦物之間共生關系密切(見圖1)。此外,礦石結構主要有浸染狀結構、塊狀結構、粒狀變晶結構、交代殘余結構。
根據(jù)礦石礦物組成分析,多數(shù)銀礦物被方鉛礦、閃鋅礦和黃銅礦包裹,且粒度微細,即使超細磨也難以全部解離。因此,銀礦物易與方鉛礦、閃鋅礦和黃銅礦一起得到回收[1]。
2 選礦試驗結果與討論
含銀復雜銅鉛鋅多金屬礦選礦方法一般有優(yōu)先浮選[2-5]、部分混合浮選[6-8]、等可浮浮選[9]、分段分速異步浮選—粗精礦再磨浮選[10]等。本次試驗采用部分混合浮選流程,即先抑制鋅、硫礦物,浮選銅、鉛礦物,再進行鉛銅分離,然后活化被抑制的閃鋅礦浮選鋅,最終得到銅精礦、鉛精礦、鋅精礦3種合格精礦。
2.1 磨礦細度
銅、鉛、鋅礦物的有效解離是銅、鉛、鋅分離及提高精礦質量與回收率的基本條件。適宜的磨礦細度可以使銅、鉛、鋅單體解離,不產生過磨現(xiàn)象,并節(jié)省磨礦功耗。根據(jù)工藝礦物學研究結果,銅、鉛礦物的嵌布粒度比鋅礦物細,因此主要考察磨礦細度對銅、鉛礦物可浮性的影響。氧化鈣作為調整劑的同時用作黃鐵礦的抑制劑,硫酸鋅和亞硫酸鈉作為閃鋅礦的混合抑制劑,乙基黃藥作為捕收劑,2號油作為起泡劑。試驗流程見圖2,試驗結果見圖3。
由圖3可知:隨著磨礦細度的增加,鉛回收率逐漸提高,鉛粗精礦鉛品位逐漸下降。當磨礦細度-0.074 mm占71.52 %時,鉛回收率為84.20 %,達到最大;繼續(xù)延長磨礦時間,磨礦細度增加,鉛回收率呈下降趨勢。因此,確定粗選磨礦細度-0.074 mm占71.52 %。
2.2 氧化鈣用量
氧化鈣一般用作pH調整劑,且在硫化礦浮選中有利于抑制黃鐵礦和磁黃鐵礦等硫化物。為了考察氧化鈣對選別指標的影響,進行了浮選試驗。試驗流程見圖2,試驗結果見圖4。
由圖4可知:氧化鈣作為pH調整劑對鉛礦物的浮選行為有一定的影響,隨著氧化鈣用量的增加,鉛回收率先升高后降低;當氧化鈣用量達到2 000 g/t時,鉛回收率達到最大;繼續(xù)增加氧化鈣用量,鉛回收率呈下降趨勢。因此,確定氧化鈣用量為2 000 g/t。
2.3 抑制劑用量
在銅、鉛、鋅等多金屬硫化礦的浮選分離中,常用的閃鋅礦抑制劑有石灰、硫酸鋅、氰化物、亞硫酸(二氧化硫)及其鹽和硫化鈉等,通常情況下,硫酸鋅與其他抑制劑組合使用效果好。本次試驗采用硫酸鋅和亞硫酸鈉(質量比2∶1)抑制閃鋅礦。試驗流程見圖2,試驗結果見圖5。
由圖5可知:隨著抑制劑用量的增加,鉛粗精礦鉛品位逐漸升高,鉛回收率先升高后逐漸降低,而鉛粗精礦鋅品位逐漸降低。當硫酸鋅用量為2 000 g/t、亞硫酸鈉用量為1 000 g/t時,鉛粗精礦鉛品位為14.59 %、鋅品位為2.94 %,選別效果較好;抑制劑用量繼續(xù)增加會影響鉛回收率。因此,確定抑制劑用量為硫酸鋅2 000 g/t、亞硫酸鈉1 000 g/t。
2.4 銅鉛分離重鉻酸鉀用量
目前,銅鉛分離抑制劑有2,3-二羥基丙基二硫代碳酸鈉(代號ZS-1606)[11]、TZ-10[12]、TC-1[13]、WH組合抑制劑[14]、水玻璃[15]等。重鉻酸鉀是方鉛礦的有效抑制劑,且對銅礦物的浮選沒有影響,因此常用于分離銅鉛混合精礦。采用重鉻酸鉀分選銅鉛混合精礦時,由于鉛礦物表面吸附大量選礦藥劑,阻礙重鉻酸鉀對鉛礦物的吸附抑制,因此選別中加入活性炭進行藥劑吸附,使鉛礦物暴露新鮮表面,達到重鉻酸鉀的抑制效果,在適當?shù)乃巹l件下,應嚴格控制重鉻酸鉀用量。試驗流程見圖6,試驗結果見圖7。
由圖7可知:隨著重鉻酸鉀用量的增加,銅精礦銅品位逐漸升高,鉛精礦銅品位逐漸降低;當重鉻酸鉀用量為1 000 g/t時,銅精礦產率和銅回收率均較為理想。因此,確定重鉻酸鉀用量為1 000 g/t。
2.5 開閉路試驗
2.5.1 開路試驗
為考察精選次數(shù)和掃選次數(shù)對最終精礦品位和尾礦品位的影響,進行了浮選開路試驗(見圖8)。采用部分混合浮選流程,銅精礦銅品位達到25.64 %、銅回收率12.70 %,銀品位8 023.25 g/t、銀回收率3.17 %;鉛精礦鉛品位達到59.06 %、鉛回收率53.63 %,銀品位1 052.76 g/t、銀回收率14.77 %;鋅精礦鋅品位達到58.06 %、鋅回收率37.62 %,指標較為理想。
2.5.2 閉路試驗
閉路試驗共進行6批次試驗,每批次給礦1 000 g,總給礦6 000 g,最終總質量為5 993.79 g,符合閉路試驗允許損失的礦量。閉路試驗數(shù)質量流程見圖9,結果見表5。由表5可知:閉路試驗獲得了較好指標,銅精礦銅品位20.21 %、銅回收率68.74 %,鉛精礦鉛品位58.64 %、鉛回收率90.38 %,鋅精礦鋅品位57.33 %、鋅回收率86.10 %;同時銅精礦銀品位達到11 772.06 g/t、銀回收率29.23 %,鉛精礦銀品位達到2 448.30 g/t、銀回收率57.38 %,鋅精礦銀品位達到164.00 g/t、銀回收率3.22 %,銀總回收率89.83 %。
3 結 論
1)內蒙古某含銀銅鉛鋅礦石中具有綜合回收價值的元素為銅、鉛、鋅、銀,銅品位0.07 %、鉛品位1.53 %、鋅品位1.32 %、銀品位100.69 g/t。礦石中黃鐵礦呈脈狀沿巖石裂隙分布,部分呈浸染狀;閃鋅礦部分包裹有黃銅礦,金屬礦物之間共生關系密切;銀礦物主要包裹于方鉛礦、黃銅礦和閃鋅礦中。
2)試驗確定采用部分混合浮選流程,即優(yōu)先浮選銅鉛,銅鉛尾礦浮選鋅,銅鉛混合精礦銅鉛分離,獲得的銅精礦、鉛精礦、鋅精礦均達到合格品要求,銅精礦銅品位20.21 %、銅回收率68.74 %;鉛精礦鉛品位58.64 %、鉛回收率90.38 %;鋅精礦鋅品位57.33 %、鋅回收率86.10 %;銀總回收率89.83 %,銅、鉛、鋅和銀都得到有效回收。
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Experimental research on the beneficiation
of a silver-bearing copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore in Inner Mongolia
Ren Fei1,Li Zhifeng2,Hu Zhigang2,Zhou Nan2,Gao Ye2,Gao Yang2
(1.School of Resources and Civil Engineering,Northeastern University;
2.Liaoning Institute of Geology and Mineral Resources)
Abstract:According to the ore properties of a silver-bearing copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore in Inner Mongolia,experimental research was carried out.The results show that with the partially bulk flotation process and suitable process conditions,the closed-circuit test can obtain good index:copper grade for copper concentrate 20.21 %,copper recovery rate 68.74 %,silver grade 11 772.06 g/t,silver recovery rate 29.23 %;lead grade for lead concentrate 58.64 %,lead recovery rate 90.38 %,silver grade 2 448.30 g/t,silver recovery rate 57.38 %;zinc grade for zinc concentrate 57.33 %,zinc recovery rate 86.10 %,silver grade 164.00 g/t,silver recovery rate 3.22 %;the total recovery rate of silver is 89.83 %,and copper,lead,zinc and silver are all effectively recovered.
Keywords:silver-bearing copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore;partially bulk flotation process;copper-lead separation;inhibitor;modifier