青海某难选铜铅锌矿石选矿试验

肖 骏 陈代雄 董艳红 杨建文 胡 波

(1.湖南有色金属研究院；2.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室)

青海某难选铜铅锌矿石选矿试验

肖 骏1,2陈代雄1,2董艳红1,2杨建文1,2胡 波1,2

(1.湖南有色金属研究院；2.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室)

针对青海某难选复杂铜铅锌多金属硫化矿工艺矿物学特性，提出了优先浮铜—铜尾矿浮选铅—铅尾矿活化浮选锌硫—锌硫分离的工艺流程，并进行了选矿试验。最终获得的铜精矿含Cu 22.50%、Pb 4.20%、Zn 6.49%，Cu回收率达到91.52%；铅精矿含Cu 3.20%、Pb 17.37%、Zn 11.20%，Pb回收率为13.96%；锌精矿含Cu 0.55%、Pb 2.01%、Zn 46.20%,Zn回收率为85.89%；硫精矿含S 35.54%。实现了该矿石资源的高效综合回收。

复杂铜铅锌 多金属矿 优先浮选 组合抑制剂

复杂铜铅锌多金属硫化矿的选矿工艺及分离研究一直是选矿界公认的难题及重要的研究领域[1]，其主要的科研难点在于：①矿石性质复杂多变，嵌布关系复杂，国内铜铅锌资源禀赋差，贫、细、杂的特点尤为突出[2]；②矿石中常含有少量次生铜矿物，其在磨矿过程中因晶格键断裂而释放出少量的游离态的Cu2+，Cu2+会对矿石中闪锌矿、黄铁矿产生活化作用，造成铜锌分离、铜硫分离困难[3]；③铜、铅矿物具有极相近的自诱导和捕收诱导浮选行为[4]，导致铜、铅矿物的分离难度大，造成精矿产品中金属互含过高，铜铅分离指标低。此外，国内外铜铅矿山常使用剧毒的重铬酸盐和氰化物作为铜铅分离过程的抑制剂，造成尾矿废水中重金属离子超标及伴生贵金属严重流失[5]。

试验以工艺矿物学研究成果为依据，对青海某难选复杂铜铅锌矿进行了选矿试验研究。

1 矿石的工艺矿物学研究

1.1 矿石的矿物组成

矿石的矿物组成及含量见表1，主要化学成分分析结果见表2，铜铅锌物相分析结果见表3、表4、表5。

表1 矿石的主要矿物组成 %

矿物黄铁矿、磁黄铁矿黄铜矿、斑铜矿闪锌矿方铅矿毒砂锌铁尖晶石、菱锌矿含量5.15.8510.170.110.021.3矿物铁矿物石英绢云母、白云母阳起石、透闪石绿泥石、角闪石方解石含量3.122.1115.52.114.65.0

表2 矿石主要化学成分分析结果 %

成分CuPbZnFeSAs含量1.570.686.026.149.760.068成分SiO2Al2O3CaOMgOAuAg含量33.588.443.023.230.3051.78

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表3 铜物相分析结果 %

铜相态含量分布率原生硫化铜1.34085.35次生硫化铜0.1509.55自由氧化铜0.0181.15结合氧化铜0.0623.95总铜1.570100.00

表4 铅物相分析结果 %

表5 锌物相分析结果 %

1.2 矿石中主要目的矿物的嵌布特征

黄铜矿主要呈不规则状独立矿物嵌布在石英、黄铁矿、方解石等粒状矿物的晶间和破碎裂缝中，这些黄铜矿粒径较粗，一般为50～100μm，大者超过 1mm；少量黄铜矿呈细小乳浊状或大小不等不规则状分散于闪锌矿中，粒度一般为20～70μm，细小者仅为2～5μm。闪锌矿的产出形式有2种，其中的黑色高铁闪锌矿常呈致密块状产出，晶粒粗大，可达4～5mm，多数在1mm以上；淡黄色闪锌矿致密嵌布在方解石与黄铜矿结合面上。大部分方铅矿紧密连生在黄铜矿周边，粒度一般都在1～2μm，有的甚至小于1μm。

2 选矿试验及结果讨论

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验流程见图1，试验结果见图2。

图1 磨矿细度试验流程

图2 磨矿细度试验结果

由图2可见，提高磨矿细度，铜粗精矿铜回收率先提高后维持在高位，磨矿细度较高时铅锌含量微幅升高。因此，确定铜粗选的磨矿细度为-0.074mm占70%。

2.2 选铜条件试验

2.2.1 铜捕收剂种类试验

铜捕收剂种类试验采用1次粗选流程，磨矿细度为-0.074mm占70%，抑制剂Na2S+DS+ZnSO4用量为1 000+1 250+1 000g/t，试验结果见表6。

表6 铜捕收剂种类试验铜粗精矿指标

由表6可见，BP对铜矿物的选择性捕收能力较强，因此，选择BP为铜矿物捕收剂。

2.2.2 铜粗选组合抑制剂种类试验

由于矿石中含有部分次生铜矿物，磨矿使矿浆中Cu2+浓度增大[6],必然会活化闪锌矿等矿物，而活化后的闪锌矿很难被抑制[7]，所以需要将组合抑制剂添加至球磨机中，一方面使用调整剂最大限度地消除由磨矿产生的游离重金属离子对闪锌矿的活化，另一方面可预先实现对铅、锌矿物的抑制，有利于铜粗选作业过程中铜矿物的优先上浮。铜粗选组合抑制剂种类试验采用1次粗选流程，磨矿细度为-0.074mm占70%，BP用量为98g/t，各抑制剂用量均为500g/t，试验结果见表7。

由表7可见，采用硫化钠+DS+硫酸锌组合为铜粗选铅、锌矿物的抑制剂可取得最好的铜粗精矿指标。

表7 抑制剂种类试验铜粗精矿指标 %

抑制剂品位CuPbZn回收率CuPbZn硫化钠+DS+硫酸锌9.541.996.0887.7342.7111.64硫化钠+碳酸钠+硫酸锌7.562.3911.5488.7274.2135.78硫化钠+硫酸锌13.423.1410.4684.1347.5215.84碳酸钠+硫酸锌7.362.311.0687.9868.6832.61

2.2.3 铜精选1活性炭用量试验

为了进一步提高铜精矿铜品位，最大限度地降低铜精矿铅品位，在铜精选1添加DS+CMC+ZnSO4以进一步降低铅含量，为增强抑铅效果，在添加抑制剂前需加入适量的活性炭以脱除残余的捕收剂，铜精选1活性炭用量试验流程见图3，试验结果见图4。

图3 铜精选1活性炭用量试验流程

图4 铜精选1活性炭用量试验结果

由图4可看出，随着活性炭用量的增大，铜精矿1铜品位上升,铜、铅、锌回收率都有所下降，铜精矿1铅含量下降。综合考虑，确定铜精选1活性炭用量为 166g/t。

2.3 锌硫混浮粗选硫酸铜用量试验

铜、铅浮选作业后进行锌硫浮选试验。锌硫混浮粗选给矿为1粗1扫选铅尾矿，试验采用1次粗选流程，试验固定捕收剂丁基黄药用量为204g/t(对原矿)，起泡剂松醇油为14g/t(对原矿),试验结果见图5。

由图5可看出，随着硫酸铜用量的增大，锌硫混合精矿锌品位下降，锌回收率升高。综合考虑，确定锌硫混浮粗选的硫酸铜用量为400g/t。

图5 锌硫混浮粗选硫酸铜用量试验结果

2.5 闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上进行了全流程闭路试验，试验流程见图6，试验结果见表8。

表8 闭路试验结果 %

产品产率品位CuPbZnS回收率CuPbZnS铜精矿6.5122.504.206.4991.5239.947.01铅精矿0.553.2017.3711.201.1013.961.02锌精矿11.200.552.0146.203.8532.8985.89硫精矿8.450.270.352.4535.541.424.323.4430.77尾矿73.290.0460.0830.222.118.892.64原矿100.001.600.686.029.76100.00100.00100.00100.00

由表8可看出，采用图6所示的流程处理该矿石，可获得含Cu22.50%、Pb4.20%、Zn6.49%，Cu回收率达到91.52%的铜精矿，含Cu3.20%、Pb17.37%、Zn11.20%，Pb回收率为13.96%的铅精矿，含Cu0.55%、Pb2.01%、Zn46.20%,Zn回收率为85.89%的锌精矿，以及含S35.54%、回收率为30.77%的硫精矿，有效地实现了对该难选复杂铜铅锌硫化矿资源的综合回收。

3 结 论

(1)青海某铜铅锌硫化矿属于典型的复杂难选铜铅锌矿床，原矿中铜、铅、锌矿物嵌布粒度粗细严重不均，细粒交代及包裹现象严重，同时大量的次生铜矿物的存在对闪锌矿的抑制会产生不利的影响；原矿铅含量明显低于铜，而根据“浮少抑多”的原则，采用铜铅混浮的工艺获得的铜铅混合精矿更难实现对铜铅混合精矿中的铅矿物的抑制，所以对于该矿的原则选矿工艺应为优先浮选工艺。

(2)以高选择性的铜捕收剂BP为铜优先浮选的捕收剂，可有效降低铜精矿中的铅、锌含量，为铜优先浮选奠定了良好的基础，同时将组合抑制剂硫化钠+DS+硫酸锌添加至球磨机中，可明显消除铜离子对闪锌矿的活化，并最大限度地实现铜的优先浮选。

(3)试验采用铜优先浮选—铅浮选—锌硫混合浮选后分离流程处理该矿石，最终获得的铜精矿含Cu22.50%、Pb4.20%、Zn6.49%，Cu回收率达到91.52%；铅精矿含Cu3.20%、Pb17.37%、Zn11.20%，Pb回收率为13.96%；锌精矿含Cu0.55%、Pb2.01%、Zn46.20%,Zn回收率为85.89%；硫精矿含S35.54%、回收率为30.77%。

图6 闭路试验流程

[1] 马忠臣．提高铅锌矿中伴生铜回收率的工艺研究与工业应用[J]．有色金属：选矿部分，2012(2)：9-15.

[2] 陈代雄，田松鹤.复杂铜铅锌硫化矿浮选新工艺试验研究[J].有色金属：选矿部分, 2003 (2)：1-6.

[3] 路永森.铜铅混合精矿分离的研究现状与进展[J].世界有色金属,2011(3):44-47.

[4]QinWQ,WeiQ,JiaoF,etal.Utilizationofpolysaccharidesasdepressantsfortheflotationseparationofcopper/leadconcentrate[J].InternationalJournalofMiningScienceandTechnology,2013(2):179-186.

[5] 陈泉水.某铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究[J].现代矿业，2009(2)：71-73.

[6] 陈代雄，肖 骏，冯 木.越南某含次生铜的铅锌硫化矿浮选工艺研究[J].有色金属:选矿部分,2013(5)：98-113.

[7] 顾帼华,王淀佐,刘如意.硫酸铜活化闪锌矿的电化学机理[J].中南工业大学学报,1999(4):374-379.

Beneficiation Technology on a Refractory Cu-Pb-Zn Polymetallic Ore in Qinghai

Xiao Jun1,2Chen Daixiong1,2Dong Yanhong1,2Yang Jianwen1,2Hu Bo1,2

(1.Hunan Research Institute for Non-ferrous Metals；2.Hunan Province Key Laboratory for Complex Copper Lead Zinc Associated Metal Resources Comprehensive Utilization)

According to the characteristics of a Cu-Pb-Zn polymetallic sulphide ore, the technological process including preferential flotation of copper-lead floatation from copper tailings-zinc and sulfur activated flotation from lead tailings-separation of zinc from sulphur was proposed and implemented. Copper concentrate with 22.50% Cu, 4.20% Pb, 6.49% Zn, and copper recovery of 91.52%, Lead concentrate with 3.20% Cu, 17.37% Pb,11.20% Zn, and Pb recovery of 13.96%，Zinc concentrate with 0.55% Cu, 2.01% Pb, 46.20% Zn, and Zn recovery of 85.89%, Sulfur concentrate with 35.54% S are obtained, realizing high efficiency and comprehensive recovery of the ore.

Complex copper-lead-zinc ore, Polymetallic ore, Preferential flotation, Combined inhibitor

2015-04-15)

肖 骏(1987—)，男，助理工程师，硕士，410100 湖南省长沙市芙蓉区亚大路99号。