劉書杰,譚 欣,王中明,趙 杰
(北京礦冶研究總院 礦物加工科學與技術(shù)國家重點實驗室,北京 102628)
內(nèi)蒙古某含銀復雜多金屬硫化礦選礦工藝研究
劉書杰,譚 欣,王中明,趙 杰
(北京礦冶研究總院 礦物加工科學與技術(shù)國家重點實驗室,北京 102628)
內(nèi)蒙古某含銀復雜多金屬礦含銀310.92 g/t、鉛4.65%、鋅4.95%、銅0.44%、砷0.37%。礦石中銅、鉛礦物共生關(guān)系復雜、嵌布粒度細、分離難度較大。經(jīng)過多方案比較,采用了“銅鉛部分優(yōu)先浮選-銅鉛混合精礦分離-鉛、鋅、砷順序優(yōu)先浮選”的工藝流程。最終獲得的銅精礦中銅品位17.56%,銅回收率53.95%,銀品位4 578.65 g/t,銀回收率20.20%;鉛精礦中鉛品位75.29%,鉛回收率88.48%,銀品位3 706.26 g/t,銀回收率65.85%;鋅精礦中鋅品位55.67%,鋅回收率89.78%,銀品位285.16 g/t,銀回收率7.38%;砷精礦中砷品位12.45%,砷回收率72.31%。
銀多金屬;硫化礦;選礦工藝;內(nèi)蒙古
復雜多金屬硫化礦的浮選分離一直以來都是選礦領(lǐng)域的難題之一。隨著經(jīng)濟的飛速發(fā)展,銅、鉛、鋅等礦產(chǎn)資源被大規(guī)模開采利用,導致易選銅、鉛、鋅礦石日益減少,難選復雜銅、鉛、鋅礦石日益增多,尤其是以銅、鉛共伴生密切的多金屬資源處理難度不斷增加。為有效回收該類金屬資源,國內(nèi)外選礦工作者針對銅、鉛、鋅礦石的選別工藝,開發(fā)出銅、鉛、鋅順序優(yōu)先浮選工藝、銅鉛混合浮選-尾礦選鋅工藝、銅鉛異步浮選工藝[1]等不同的選礦工藝。在環(huán)境問題日益嚴峻的形勢下,針對銅鉛分離的藥劑制度進行了大量的研究工作,開發(fā)出一系列的無氰無鉻高效分離藥劑。本文針對內(nèi)蒙古某含銀復雜多金屬硫化礦,在研究不同工藝流程方案的基礎(chǔ)上[1],通過詳細的試驗研究,最終確定了適合處理該礦石的選礦工藝流程——銅鉛部分優(yōu)先浮選-銅鉛混合精礦分離-鉛、鋅、砷順序優(yōu)先浮選[2],并取得了良好的試驗指標。
原礦的主要化學成分分析結(jié)果見表1。原礦中銀、鉛、鋅、銅的化學物相分析結(jié)果分別見表2~5。
從表1分析結(jié)果可知,礦石中可供利用的有價元素主要有Cu、Pb、Zn等有色金屬元素和貴金屬Ag,它們的含量分別為0.44%、4.65%、4.95%和310.92 g/t;礦石中有害雜質(zhì)元素As的含量為0.37%;脈石礦物以石英和硅酸鹽礦物為主。
表2 礦石中銀的化學物相分析結(jié)果
表3 礦石中銅的化學物相分析結(jié)果
表4 礦石中鉛的化學物相分析結(jié)果
表5 礦石中鋅的化學物相分析結(jié)果
注:氧化物中Zn主要指碳酸鹽中Zn;硫化物中Zn主要為閃鋅礦中Zn。
由表2~5可知,礦石中的銀大多分布在硫化銀礦物中,其次在方鉛礦和自然銀中;銅大部分以原生硫化銅礦物的形式存在,少量以次生硫化銅礦物的形式產(chǎn)出;鉛、鋅則主要以硫化物的形式產(chǎn)出。
由表6~8礦石中硫化銅礦物、方鉛礦及閃鋅礦等重要金屬礦物的解離度分析結(jié)果對比來看,礦石中大部分方鉛礦和閃鋅礦在磨礦時容易實現(xiàn)單體解離,相對而言,硫化銅礦物若要實現(xiàn)充分單體解離則需要較細的磨礦細度。
表6 不同磨礦條件下硫化銅礦物的解離特征
表7 不同磨礦條件下方鉛礦的解離特征
表8 不同磨礦條件下閃鋅礦的解離特征
根據(jù)該礦石的特點,擬定了“銅鉛鋅全優(yōu)先浮選工藝[3]、銅鉛混選再分離-鋅浮選工藝[4]、銅鉛部分優(yōu)先-鉛鋅順序浮選工藝[2]”三個流程方案,鋅浮選尾礦浮選回收硫(砷)礦物。通過這三種工藝流程的選別試驗,最終確定最適宜處理該礦石的選礦工藝流程為銅鉛部分優(yōu)先浮選-銅鉛混合精礦分離-鉛、鋅、砷順序優(yōu)先浮選。
2.1 磨礦細度試驗
適宜的磨礦細度對礦物的單體解離度及后續(xù)分選均起著至關(guān)重要的作用。磨礦細度試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見圖2。從銅鉛粗精礦指標可知:隨著磨礦細度的提高,粗精礦中銅、鉛、鋅的品位逐步降低,而其回收率逐步增加。
圖1 磨礦細度試驗流程
圖2 磨礦細度試驗結(jié)果
2.2 銅鉛部分優(yōu)先粗選試驗
2.2.1 粗選捕收劑種類試驗
由于礦石中銅品位僅為0.44%,鉛品位高達4.65%,為了降低后續(xù)銅鉛分離浮選的難度,選擇高選擇性的銅捕收劑是十分重要的[5-6]。固定磨礦細度為-0.074 mm含量占65%,礦漿pH值調(diào)整劑石灰用量為1 000 g/t,礦泥分散劑水玻璃用量為1 000 g/t,鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量分別為1 500 g/t,銅捕收劑用量為24 g/t,起泡劑BK201用量為12 g/t,進行銅鉛部分優(yōu)先浮選捕收劑種類試驗,試驗結(jié)果見圖3。從圖3可知,BK306對銅礦物的選擇性捕收效果最好。2.2.2 粗選銅捕收劑BK306用量試驗
圖3 捕收劑種類試驗結(jié)果
圖4 BK306用量試驗結(jié)果
固定磨礦細度為-0.074 mm含量占65%,礦漿pH值調(diào)整劑石灰用量為1 000 g/t,礦泥分散劑水玻璃用量為1 000 g/t,鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量分別為1 500 g/t,起泡劑BK201用量為12 g/t,進行銅鉛部分優(yōu)先浮選捕收劑BK306用量試驗,試驗結(jié)果列于圖4。從試驗結(jié)果可知,隨著銅捕收劑BK306用量的增加,粗精礦中銅、鉛、鋅的回收率均逐步增加,銅、鉛的品位逐步降低,鋅的品位逐步增加。2.2.3 粗選礦漿pH值調(diào)整劑石灰用量試驗
固定磨礦細度為-0.074 mm含量占65%,礦泥分散劑水玻璃用量為1 000 g/t,鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量分別為1 500 g/t,銅捕收劑BK306用量為24 g/t,起泡劑BK201用量為12 g/t,進行銅鉛部分優(yōu)先浮選礦漿pH值調(diào)整劑石灰用量試驗,試驗結(jié)果列于圖5。從試驗結(jié)果可知,隨著石灰用量的增加,粗精礦中銅、鉛、鋅的品位均逐步降低,鉛、鋅的回收率逐步降低,而銅的回收率呈現(xiàn)出先增加再降低的趨勢。
2.2.4 粗選鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量試驗
固定磨礦細度為-0.074 mm含量占65%,礦漿pH值調(diào)整劑石灰用量為1 000 g/t,礦泥分散劑水玻璃用量為1 000 g/t,銅捕收劑BK306用量為24 g/t,起泡劑BK201用量為12 g/t,進行銅鉛部分優(yōu)先浮選鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉(硫酸鋅∶亞硫酸鈉=1∶1)用量試驗,試驗結(jié)果列于圖6。從試驗結(jié)果可知,隨著硫酸鋅和亞硫酸鈉用量的增加,粗精礦中銅、鉛、鋅的回收率均逐步降低,銅、鉛的品位逐步增加,而鋅的品位逐步降低。
圖5 石灰用量試驗結(jié)果
圖6 硫酸鋅和亞硫酸鈉用量試驗結(jié)果
2.3 銅鉛部分優(yōu)先浮選粗精礦精選再磨細度試驗
粗精礦再磨細度試驗的給礦為銅鉛部分優(yōu)先浮選的粗精礦。固定精選礦泥分散劑水玻璃用量為100 g/t,鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量分別為300 g/t,銅捕收劑BK306用量為12 g/t,進行銅鉛部分優(yōu)先浮選精選再磨細度試驗,試驗結(jié)果見圖7。從試驗結(jié)果可知,隨著粗精礦再磨細度的提高,銅鉛混合精礦中銅、鉛的品位逐步增加,而鋅的品位逐步降低。
2.4 銅鉛混合精礦分離浮選試驗
銅鉛分離的傳統(tǒng)方法主要是使用重鉻酸鹽抑鉛浮銅,或使用氰化物抑銅浮鉛,這兩種方法都存在環(huán)境污染問題。目前,廣泛采用的抑鉛浮銅的方法是:對銅鉛混合精礦脫水脫藥后,采用組合抑制劑進行分離[7-10]。針對該銅鉛混合精礦,本次試驗采用活性炭和硫化鈉進行脫水脫藥,然后采用水玻璃合劑抑鉛浮銅進行銅鉛分離浮選。
2.4.1 活性炭用量試驗
以銅鉛混合精礦作為分離浮選的給礦進行銅鉛分離浮選。固定硫化鈉用量為100 g/t,水玻璃合劑用量為5 000 g/t,進行銅鉛分離浮選活性炭用量試驗,試驗結(jié)果見圖8。從試驗結(jié)果可知,隨著活性炭用量的增加,銅精礦中銅的品位逐步增加,鉛的品位逐步降低,鋅的品位基本維持不變。
圖7 再磨細度試驗結(jié)果
圖8 活性炭用量試驗結(jié)果
2.4.2 硫化鈉用量試驗
以銅鉛混合精礦作為分離浮選的給礦進行銅鉛分離浮選。固定活性炭用量為150 g/t,水玻璃合劑用量為5 000 g/t,進行銅鉛分離浮選硫化鈉用量試驗,試驗結(jié)果見圖9。從試驗結(jié)果可知,隨著硫化鈉用量的增加,銅精礦中銅的品位逐步增加,鉛的品位逐步降低,鋅的品位基本維持不變。
2.4.3 水玻璃合劑用量試驗
以銅鉛混合精礦作為分離浮選的給礦進行銅鉛分離浮選。固定活性炭用量為150 g/t,硫化鈉用量為100 g/t,進行銅鉛分離浮選水玻璃合劑用量試驗,試驗結(jié)果見圖10。從試驗結(jié)果可知,隨著水玻璃合劑用量的增加,銅精礦中銅的品位逐步增加,鉛的品位逐步降低,鋅的品位基本維持不變。
2.5 銅鉛部分優(yōu)先浮選尾礦選別試驗
銅鉛部分優(yōu)先浮選尾礦依次進入鉛、鋅、硫砷浮選段。鉛浮選段采用硫酸鋅和亞硫酸鈉作為鋅抑制劑,乙硫氮作為鉛礦物的捕收劑,BK201作為起泡劑,經(jīng)過一次粗選、兩次掃選、三次精選,完成選鉛作業(yè);鋅浮選段采用石灰作為礦漿pH值調(diào)整劑,硫酸銅作為活化劑,丁基黃藥作為鋅礦物捕收劑,BK201作為起泡劑,經(jīng)過一次粗選、兩次掃選、三次精選,完成選鋅作業(yè);硫砷浮選段采用硫酸作為礦漿pH值調(diào)整劑,硫酸銅作為硫砷浮選的活化劑,丁基黃藥作為硫砷礦物的捕收劑,BK201作為起泡劑,經(jīng)過一次粗選、一次掃選、一次精選,完成選硫砷作業(yè)。
2.6 全流程閉路試驗
針對該礦樣,采用“銅鉛部分優(yōu)先浮選-銅鉛混合精礦分離-鉛、鋅、砷順序優(yōu)先浮選”的工藝流程,通過全流程閉路試驗獲得以下選別指標,試驗結(jié)果見表9。
圖9 硫化鈉用量試驗結(jié)果
圖10 水玻璃合劑用量試驗結(jié)果
產(chǎn)品名稱產(chǎn)率(%)品位(%)回收率(%)AgPbZnCuSAsAgPbZnCuSAs銅精礦1.364578.657.222.3617.5617.720.2520.202.110.6553.956.150.92鉛精礦12.483964.2374.653.681.3914.480.4231.8939.731.847.819.172.83鉛精礦23.003492.7875.823.701.3716.360.1333.9648.752.249.2712.521.06總鉛精礦5.483706.2675.293.691.3815.510.2665.8588.484.0917.0921.703.89鋅精礦7.97285.161.5855.670.7430.560.157.382.7089.7813.3362.243.25硫砷精礦2.14125.281.421.430.7511.9412.450.870.650.623.626.5272.31尾礦83.0521.160.340.290.0640.160.0875.706.064.8712.013.3919.63原礦100.00308.254.664.940.443.920.37100.00100.00100.00100.00100.00100.00
1)針對該礦石中銅、鉛礦物共生關(guān)系復雜、嵌布粒度細的特點,采用“銅鉛部分優(yōu)先浮選-銅鉛混合精礦分離-鉛、鋅、砷順序優(yōu)先浮選”的工藝流程成功實現(xiàn)了銅、鉛、鋅、銀及硫砷礦物的回收。
2)本次試驗采用北京礦冶研究總院自主研發(fā)的高選擇性銅捕收劑BK306,實現(xiàn)了銅鉛部分優(yōu)先浮選。
3)針對銅鉛混合精礦難以分離的特點,采用添加硫化鈉及活性炭的方式,通過混合精礦分離浮選前“脫水、脫藥”的預(yù)處理工藝,為后續(xù)銅鉛分離創(chuàng)造了有利條件。
4)針對銅鉛混合精礦,采用“抑鉛浮銅”的選別流程,通過適當添加水玻璃合劑實現(xiàn)了銅鉛礦物的有效分離,避免了重金屬離子及氰化物等藥劑的環(huán)境污染問題。
5)通過全流程閉路試驗,獲得以下選別指標:最終獲得的銅精礦中銅品位17.56%,銅回收率53.95%,銀品位4 578.65 g/t,銀回收率20.20%;鉛精礦中鉛品位75.29%,鉛回收率88.48%,銀品位3 706.26 g/t,銀回收率65.85%;鋅精礦中鋅品位55.67%,鋅回收率89.78%,銀品位285.16 g/t,銀回收率7.38%;砷精礦中砷品位12.45%,砷回收率72.31%。
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Research on the beneficiation technology for a complicated silver-bearing polymetallic sulphide ore in Inner Mongolia
LIU Shujie,TAN Xin,WANG Zhongming,ZHAO Jie
(State Key Laboratory of Mineral Processing,Beijing General Research Institute of Mining & Metallurgy,Beijing 102628,China)
The grade of Ag, Pb, Zn, Cu and As is 310.92 g/t, 4.65%, 4.95%, 0.44%, 0.37% respectively, which is a complicated silver-bearing polymetallic sulphide ore located in Neimenggu province. The symbiotic relationship is complicated between copper and lead minerals in ores, the grain size is fine and it is difficult to be separated. The process is adopt by comparing muti-plans which is partially preferential flotation of copper and lead followed by separating flotation of mixed concentrate and sequential selective-flotation of lead, zinc and arsenic. Finally, the grade of Cu and Ag in copper concentrate is 17.56% and 4 578.65 g/t with recovery of 53.95% and 20.20% respectively; the grade of Pb and Ag in lead concentrate is 75.29% and 3 706.26 g/t with recovery of 88.48% and 65.85% respectively; the grade of Zn and Ag in zinc concentrate is 55.67% and 285.16 g/t with recovery of 89.78% and 7.38% respectively; the grade of As in arsenic is 12.45% with recovery of 72.31%.
silver-bearing polymetallic;sulphide ore;beneficiation technology;Inner Mongolia
2017-01-05
劉書杰(1984-),男,河南平頂山人,高級工程師,主要從事礦物加工及資源綜合利用技術(shù)研究,E-mail:liushujie@bgrimm.com。
TD92
A
1004-4051(2017)05-0122-05