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    某復雜難選銅鉛鋅多金屬硫化礦選礦試驗

    2014-08-08 02:13:03王偉之陳麗平孟慶磊
    金屬礦山 2014年3期
    關鍵詞:鉛鋅精礦硫化

    王偉之 陳麗平 孟慶磊

    (1.河北聯(lián)合大學礦業(yè)工程學院,河北 唐山 063009;2.河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術實驗室,河北 唐山 063009)

    某復雜難選銅鉛鋅多金屬硫化礦選礦試驗

    王偉之1,2陳麗平1孟慶磊1

    (1.河北聯(lián)合大學礦業(yè)工程學院,河北 唐山 063009;2.河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術實驗室,河北 唐山 063009)

    遼寧葫蘆島地區(qū)某金、銀品位較高的銅鉛鋅多金屬硫化礦石結構構造復雜,銅、鉛、鋅分離難度較大。為高效開發(fā)利用該礦石,按優(yōu)先混浮銅鉛—混浮精礦銅鉛分離—混浮尾礦抑硫浮鋅的原則流程對該礦石進行了系統(tǒng)的選礦試驗。結果表明,采用2粗1掃2精銅鉛混浮、1粗2掃3精銅鉛分離、1粗2掃2精選鋅、中礦順序返回的閉路流程處理該礦石,最終獲得了銅、金、銀品位分別為20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,銅、金、銀回收率分別為85.72%、46.27%、22.46%的銅精礦,鉛、金、銀品位分別為63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,鉛、金、銀回收率分別為80.00%、19.57%、75.16%的鉛精礦,鋅、金、銀品位分別為55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,鋅、金、銀回收率分別為84.21%、10.47%、0.72%的鋅精礦,較好地實現了銅、鉛、鋅的分離回收。

    銅鉛鋅多金屬硫化礦石 銅鉛混浮 銅鉛分離 抑硫浮鋅

    復雜難選多金屬硫化礦通常是指其中有2種或2種以上硫化礦物致密共生,或者有部分硫化礦物發(fā)生氧化變質的多金屬硫化礦。這類礦石或因礦物組分復雜、共生關系密切,或因部分礦物易泥化而分選十分困難。此類礦石的高效分選已成為選礦科技工作者的重大攻關課題之一。

    遼寧省葫蘆島地區(qū)某銅鉛鋅多金屬礦石中黃銅礦、方鉛礦及閃鋅礦致密共生,試驗根據礦石中各礦物的性質特點,進行了銅、鉛、鋅礦物的分離回收工藝研究。

    1 礦石性質

    礦石中主要金屬硫化礦物為黃銅礦、方鉛礦及閃鋅礦,另外還含有一定量的黃鐵礦;脈石礦物主要為方解石、石榴石及石英等。礦石結構有他形—半自形粒狀變晶結構、包含結構、細脈狀結構及壓碎結構等。礦石構造主要有浸染狀構造、塊狀構造及細脈狀構造等。礦石主要化學成分分析結果見表1,銅、鉛、鋅物相分析結果見表2、表3、表4。

    表1 礦石主要化學成分分析結果Table 1 Main chemical composition analysis of the ore %

    注:Au、Ag的含量單位為g/t。

    表2 礦石銅物相分析結果Table 2 Copper phase analysis of the ore %

    表3 礦石鉛物相分析結果Table 3 Lead phase analysis of the ore %

    表4 礦石鋅物相分析結果Table 4 Zinc phase analysis of the ore %

    從表1可見,礦石中銅、鉛、鋅均已達到工業(yè)品位,是試驗主要回收對象,金、銀作為伴生有價貴金屬元素,具有綜合回收價值。

    由表2~表4可知,礦石中銅、鉛、鋅主要以硫化物形式存在,分別占總銅、鉛、鋅的91.74%、88.03%、90.42%。

    2 試驗結果與討論

    2.1 試驗流程的確定

    根據礦石中各有用礦物的浮選特性、嵌布粒度及共生關系,經相關的探索試驗,最終確定了銅鉛優(yōu)先混浮—銅鉛分離—銅鉛混浮尾礦選鋅的部分混合浮選原則流程。

    2.2 條件試驗

    2.2.1 銅鉛混浮粗選試驗

    銅鉛混浮粗選條件試驗流程見圖1。

    2.2.1.1 磨礦細度試驗

    磨礦細度試驗的抑制劑ZnSO4+Na2SO3用量為2 000+1 000 g/t,捕收劑乙基黃藥為100 g/t,試驗結果見表5。

    圖1 銅鉛混浮粗選條件試驗流程Fig.1 Flowsheet for copper-lead bulk rough flotation

    表5 磨礦細度試驗銅鉛混合粗精礦指標Table 5 Copper-lead mixed rough concentrate index at different grinding fineness %

    從表5可見,隨著磨礦細度的提高,銅鉛混合粗精礦銅、鉛回收率下降,銅、鉛品位先上升后下降,鋅品位和鋅回收率均下降。綜合考慮,確定磨礦細度為-200目占65%。

    2.2.1.2 ZnSO4+Na2SO3用量試驗ZnSO4+Na2SO3用量試驗的磨礦細度為-200目占65%,乙基黃藥用量為100 g/t,試驗結果見表6。

    表6 銅鉛混浮粗選ZnSO4+Na2SO3用量試驗銅鉛混合粗精礦指標Table 6 Copper-lead mixed rough concentrate index of copper-lead bulk flotation under different dosage of ZnSO4+Na2SO3 %

    從表6可見,隨著ZnSO4+Na2SO3用量的增加,銅鉛混合粗精礦銅、鉛回收率呈先慢后快的下降趨勢,鋅回收率小幅下降,銅、鋅品位小幅下降,鉛品位上升。綜合考慮,確定ZnSO4+Na2SO3混合粗選用量為2 000+1 000 g/t。

    2.2.1.3 乙基黃藥用量試驗

    乙基黃藥用量試驗的磨礦細度為-200目占65%,ZnSO4+Na2SO3用量為2 000+1 000 g/t,試驗結果見表7。

    從表7可見,隨著乙基黃藥用量加大,銅鉛混合粗精礦銅、鉛品位下降,銅、鉛回收率上升,鋅品位和鋅回收率均上升。綜合考慮,確定乙基黃藥用量為100 g/t。

    表7 銅鉛混浮粗選乙基黃藥用量試驗銅鉛混合粗精礦指標Table 7 Copper-lead mixed rough concentrate index of copper-lead bulk flotation under different dosage of ethyl xanthate

    2.2.2 銅鉛分離粗選鉛抑制劑K2Cr2O7用量試驗

    銅鉛分離粗選鉛抑制劑K2Cr2O7用量試驗的給礦為2粗2精銅鉛混合精礦,脫藥劑為活性炭,試驗流程見圖2,試驗結果見表8。

    圖2 銅鉛分離粗選鉛抑制劑K2Cr2O7用量試驗流程Fig.2 Flowsheet of copper and lead separation for various dosage of K2Cr2O7

    表8 銅鉛分離粗選鉛抑制劑K2Cr2O7用量試驗結果Table 8 Test results of copper and lead separation under different dosage of K2Cr2O7

    從表8可見,隨著K2Cr2O7用量的增加,銅粗精礦銅品位呈先快后慢的上升趨勢,銅回收率呈先慢后快的下降趨勢,且鉛含量先顯著下降后維持在低位。綜合考慮,確定銅鉛分離粗選K2Cr2O7用量為500 g/t。

    2.2.3 鋅粗選試驗

    鋅粗選條件試驗給礦為2粗1掃銅鉛混浮尾礦,試驗流程見圖3,其中CaO為黃鐵礦的抑制劑、CuSO4為閃鋅礦的活化劑、丁基黃藥為鋅礦物捕收劑。

    圖3 鋅粗選條件試驗流程Fig.3 Flowsheet for zinc rough flotation

    2.2.3.1 CaO用量試驗

    鋅粗選CaO用量試驗固定CuSO4用量為500 g/t、丁基黃藥為60 g/t,試驗結果見表9。

    表9 鋅粗選CaO用量試驗鋅粗精礦指標Table 9 Zinc rough concentrate index for zinc rough flotation under different dosage of CaO

    從表9可見,隨著CaO用量的增加,鋅粗精礦鋅品位上升、鋅回收率下降。綜合考慮,確定鋅粗選CaO用量為1 500 g/t。

    2.2.3.2 CuSO4用量試驗

    鋅粗選CuSO4用量試驗固定CaO用量為1 500 g/t、丁基黃藥為60 g/t,試驗結果見表10。

    從表10可見,隨著CuSO4用量的增加,鋅粗精礦鋅品位先上升后下降、鋅回收率上升。綜合考慮,確定鋅粗選CuSO4用量為500 g/t。

    表10 鋅粗選CuSO4用量試驗鋅粗精礦指標Table 10 Zinc rough concentrate index for zinc rough flotation under different dosage of CuSO4

    2.2.3.3 丁基黃藥用量試驗

    鋅粗選丁基黃藥用量試驗固定CaO用量為1 500 g/t、CuSO4為60 g/t,試驗結果見表11。

    從表11可見,隨著丁基黃藥用量的增加,鋅粗精礦鋅品位下降、鋅回收率上升。綜合考慮,確定鋅粗選丁基黃藥用量為60 g/t。

    表11 鋅粗選丁基黃藥用量試驗鋅粗精礦指標Table 11 Zinc rough concentrate for zinc rough flotation under different dosage of butyl xanthate

    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4,試驗結果見表12。

    圖4 閉路試驗流程Fig.4 Flowsheet of closed-circuit test

    表12 閉路試驗結果Table 12 Results of closed-circuit test %

    注:Au、Ag的品位單位為g/t。

    從表12可見,采用圖4所示的流程處理該礦石,最終可獲得銅品位為20.88%、金品位為2.37 g/t、銀品位為1 808 g/t、含鉛5.71%、含鋅4.26%、銅回收率為85.72%、金回收率為46.27%、銀回收率為22.46%的銅精礦,鉛品位為63.13%、金品位為0.99 g/t、銀品位為5 973 g/t、含銅0.55%、含鋅7.74%、鉛回收率為80.00%、金回收率為19.57%、銀回收率為75.16%的鉛精礦,鋅品位為55.96%、金品位為0.35 g/t、銀品位為37.80 g/t、含銅1.05%、含鉛3.51%、鋅回收率為84.21%、金回收率為10.47%、銀回收率為0.72%的鋅精礦。

    3 結 論

    (1)遼寧省葫蘆島地區(qū)某銅鉛鋅多金屬礦石中主要金屬硫化礦物為黃銅礦、方鉛礦、閃鋅礦及黃鐵礦,脈石礦物主要為方解石、石榴石及石英等,礦石結構構造復雜,屬復雜難選多金屬硫化礦石。主要有用元素有銅、鉛、鋅,伴生元素金、銀具有綜合回收價值。礦石中銅、鉛、鋅主要以硫化物形式存在,分別占總銅、鉛、鋅的91.74%、88.03%、90.42%。

    (2)按優(yōu)先混浮銅鉛—混浮精礦銅鉛分離—混浮尾礦抑硫浮鋅的原則流程對該礦石進行了系統(tǒng)的選礦試驗,最終獲得了銅、金、銀品位分別為20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,銅、金、銀回收率分別為85.72%、46.27%、22.46%,含鉛5.71%、含鋅4.26%的銅精礦,鉛、金、銀品位分別為63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,鉛、金、銀回收率分別為80.00%、19.57%、75.16%,含銅0.55%、含鋅7.74%的鉛精礦,鋅、金、銀品位分別為55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,鋅、金、銀回收率分別為84.21%、10.47%、0.72%,含銅1.05%、含鉛3.51%的鋅精礦,較好地實現了銅、鉛、鋅的分離回收。

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    (責任編輯 羅主平)

    Experiments on Mineral Processing of a Refractory Copper-Lead-Zinc Polymetallic Sulfide Ore

    Wang Weizhi1,2Chen Liping1Meng Qinglei1

    (1.CollegeofMiningEngineering,HebeiUnitedUniversity,Tangshan063009,China;2.HebeiProvinceKeyLaboratoryofMiningDevelopmentandSafetyTechnique,Tangshan063009,China)

    The structure and formation of a copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore from Huludao county Liaoning Province with rich in gold and silver is complex,and it is difficult to separate copper,lead and zinc from each other. In order to high efficiently develop and utilize the ore,beneficiation experiments were conducted through process of bulk flotation of copper and lead-copper and lead separation for rough concentrate-zinc flotation and sulfur depression for rough tailings. The results showed that copper concentrate with copper,gold and silver grade of 20.88%,2.37 g/t and 1 808 g/t,copper,gold and silver recovery of 85.72%,46.27%,22.46%,lead concentrate with lead,gold and silver grade of 63.13%,0.99 g/t and 5 973 g/t,lead,gold and silver recovery of 80.00%,19.57%,75.16%,zinc concentrate with zinc,gold and silver grade of 55.96%,0.35 g/t and 37.80 g/t,zinc,gold and silver recovery of 84.21%,10.47%,0.72% were obtained respectively through process of two roughing-one scavenging-two cleaning for copper and lead bulk flotation,one roughing-two scavenging-three cleaning for separation of copper and lead,one roughing-two scavenging-two cleaning for lead flotation,middles back to the flow-sheet in turn. Copper,lead and zinc of the ore have been well separated and recovered.

    Cu-Pb-Zn polymetallic sulfide ore,Bulk flotation of copper and lead,Separation of copper and lead,Sulfur depression and zinc flotation

    2013-11-24

    王偉之(1974—),女,副教授,博士。

    TD923+.7

    A

    1001-1250(2014)-03-075-05

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