云南某低品位铜铅锌硫化矿选矿工艺研究

欧阳霞嫦

（长沙有色冶金设计研究院有限公司，湖南长沙 410001）

云南某低品位铜铅锌硫化矿选矿工艺研究

欧阳霞嫦

（长沙有色冶金设计研究院有限公司，湖南长沙 410001）

云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%，并伴生少量金银，矿石中铜主要以黄铜矿形式存在，铅主要以方铅矿形式存在，锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源，对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明，在－0.074 mm占80%的磨矿细度条件下，采用混合浮选铜铅－铜铅分离－选锌小型闭路试验流程浮选该矿石，获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿；精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿；精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿；实现了铜铅锌的有效分离。

混合浮选；铜铅分离；硫化矿

我国铅锌资源分布广泛，总储量占全球的24%以上，居世界前列，且普遍伴生金银［1，2］。云南某铜铅锌多金属硫化矿石，矿石中有用金属矿物主要为黄铜矿、方铅矿和闪锌矿及伴生金银矿物。该矿床所处地质水文条件复杂，开采成本高且原矿品位较低，但由于其资源储量大，若能将矿石中各有用组分综合回收，充分利用该资源，则该矿床仍然具有较高的开发价值。本试验对该矿石进行了选矿工艺研究，旨在探索一种简单可靠的选别工艺，在低成本的条件下最大程度综合回收矿石中的有用矿物，科学合理利用该资源，实现效益最大化，为该矿床的开发提供一定的依据。

1 矿石性质

矿石中铅、锌矿物分别赋存于方铅矿和闪锌矿中，有部分金银伴生于矿石中。其它金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等，脉石矿物主要有方解石、石英、透闪石、滑石、绿泥石等。原矿多元素分析结果见表1。

表1 原矿化学多元素分析结果%

由表1可知，该矿石中主要有价可回收的元素为锌，品位为2.32%，铅的含量较低，品位为0.67%。铅和锌主要以硫化物形式存在，分别占87%和90.12%，属于低品位硫化铅锌矿。方铅矿的可浮性较好，若不回收将会影响锌精矿质量，故也考虑回收铅。同时，原矿中含有0.20%的铜，依选矿流程富集判断产出部分铜精矿。矿石中的主要脉石成分为CaO与SiO2，含量分别达到31.95%和22.51%。

矿石中矿物结构主要有纤柱状粒状变晶结构、粒状变晶结构、显微鳞片状－纤柱状－粒状变晶结构、碎裂化斑状变晶结构、纤柱状变晶结构、残余结构－假象结构、自形－半自形－它形粒状结构、似海绵陨铁结构、包含结构、乳浊状结构，肉眼观察，矿石多呈灰绿色，部分呈白色，少数浅褐色；粒度＜1 mm的矿物集合体沿长轴方向连续定向排列或条纹状分布，构成矿石的片状构造。白色矿石或其它矿石中白色矿物遇稀盐酸剧烈起泡。浅褐色矿石中，闪锌矿含量约65%，稠密浸染状分布，构成矿石矿物具次块状构造。另外磁铁矿及部分闪锌矿不均匀浸染状或条纹浸染状分布，构成矿石矿物同时具不均匀浸染状－条纹浸染状构造，从而对铅锌的分离造成一定的影响，导致矿物回收率低于理论值。此外，方铅矿、闪锌矿的粒度分布不均匀，单体解离性不一致，给磨矿细度的选择带来一定的困难。

2 试验方案的确定

根据原矿样的工艺矿物学研究结果，目的矿物主要是黄铜矿、方铅矿、闪锌矿。根据有用矿物的可浮性的不同，本试验研究拟采用的浮选方案是：抑制锌矿物，混合浮选铜、铅，得出铜铅混合精矿，然后进行铜－铅分离浮选分别得到铜精矿和铅精矿，并从混合浮选的尾矿中再回收锌矿物［3～5］，即采用混合浮选铜铅－再选锌的试验流程。

3 试验结果与讨论

3.1 铜铅混选条件试验

在铜铅混合浮选条件下以乙硫氮＋Z－200（1∶1）为捕收剂，磨矿细度为－0.074 mm占80%，采用硫酸锌＋亚硫酸钠抑制闪锌矿为条件的基础上，按图1所示流程进行了铜铅分离综合试验，所得试验结果见表2。

图1 选铅作业试验流程图

表2 选铅作业试验结果%

由表2可知，在试验室开路条件下，铜精矿的铜品位达到27.23%，回收率为59.64%。铜铅分离后的铅物料经过进一步的富集选铅，可以得到较高品位的铅产品，铅精矿中铅品位达到62.81%，回收率达到68.60%。铜铅分离明显，达到了工业生产的指标。同时锌走向集中，尾矿中的锌回收率达到86.96%。

3.2 锌选别作业试验

石灰调整pH（pH＝9～10），加入抑制剂水玻璃＋氟硅酸钠，硫酸铜活化锌，丁基黄药浮选锌。试验流程如图2所示，试验结果见表3。

图2 选锌作业试验流程图

表3 选锌作业试验结果%

由表3可知，开路试验获得的锌精矿中锌品位为57.79%，回收率达到60.11%。大部分锌进入锌选别系统，锌精矿中铜铅含量较低，获得了较好的分选指标。

3.3 实验室小型闭路试验

在各条件试验和开路流程试验的基础上，按照图3所示流程进行了实验室小型闭路试验，所得试验结果见表4。

表4 小型闭路试验结果%

图3 小型闭路试验流程图

由表4可知，当磨矿细度80%－0.074 mm时，浮选指标为：铜精矿品位为31.59%，铜回收率为72.23%，铜精矿中含铅1.63%，含锌4.54%；铅精矿品位为60.87%，铅回收率为85.94%，铅精矿中含铜2.67%，含锌7.34%；锌精矿锌品位为51.17%，锌回收率为85.07%，锌精矿中含铜0.37%，含铅1.03%。

闭路试验结果表明，采用混合浮选铜铅－铜铅分离－选锌的试验流程浮选该矿石，获得了较好的分选指标。试验所用药剂均为常规选矿药剂，选别流程简单，技术指标稳定［6～8］，为今后矿山的开发建设和生产提供了一定的参考依据。

4 结 论

1.云南某铜铅锌矿含铜0.20%、含铅0.67%和锌2.32%，并伴生少量金银，铜主要赋存于黄铜矿中，铅主要赋存于方铅矿中，锌主要赋存于闪锌矿中，属于低品位多金属硫化矿石。

2.当磨矿细度80%－0.074 mm时，采用混合浮选铜铅－铜铅分离－选锌小型闭路试验流程浮选该矿石，获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿，精矿品位为60.87%、铅回收率为85.94%的铅精矿，精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿，矿石中大部分金银分散在各精矿产品中，实现了资源的综合回收。

3.试验确定的选别工艺对该矿石具有较强的适用性，其流程简单可靠，选别指标较好，适合建设大型选矿厂。试验为今后矿山的开发和生产提供了一定的依据。

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Experimental Research on the Flotation Technology for a Low Grade Copper-lead-zinc Ore in Yunnan

OUYANG Xia-chang
（Changsha Engineering＆Research Institute Ltd.of NonferrousMetallurgy，Changsha 410001，China）

A low grade copper-lead-zinc sulfide ore in Yunnan contains0.20%Cu，0.67%Pb and 2.32%Zn，and a small quantity of gold and silver was associated in the ore.The copper minerals mainly occurred in the form of chalcopyrite，leadmineralsmainly occurred in the form of galena and zinc mineralsmainly occurred in the form of sphalerite.In order to develop the resource reasonably，themineral processing technology of themineral processing technology is studied.The flotation test results show thatunder grinding finenessof80%below－0.074 mm，with the flowsheet consisting of bulk flotation of copper and lead minerals，the separation between copper-lead and zinc flotation was developed.Copper concentratewith grade of31.59%Cu and recovery of72.23%Cu，lead concentrate with grade of60.87%Pb and recovery of 85.94%Pb，and zinc concentrate with grade of51.17%Zn and recovery of 85.07%Zn were obtained respectively，and the separation of copper，lead and zinc was successfully achieved.

bulk flotation；copper-lead separation；sulfide ore

TD923

A

1003－5540（2016）04－0016－05

2016－03－01

欧阳霞嫦（1982－），女，工程师，主要从事选矿设计工作。