某铜铅锌矿清洁浮选技术研究

2019-09-26陈艳平王云伟

世界有色金属 2019年15期

陈艳平，王云伟

（保山金厂河矿业有限公司，云南保山 678000）

1 铜铅锌矿清洁浮选工艺简述

国内硫化铜铅锌矿大多位于热液型矿床与硅卡岩型矿床，在矿石中，各种硫化矿物致密共生，嵌布粒度细，且分布不均匀。因而浮选法成为处理硫化铜铅锌矿，从中回收有价元素的最佳方法。

在实际浮选作业中，需要使用异丙基黄药、硫醇、巯基苯并噻唑、重铬酸盐等药剂，甚至使用氰化物[1]。这些药剂往往对环境的污染极大，而且成本较高，因此传统硫化铜铅锌矿浮矿工艺亟待改进。清洁浮选技术选用性能好、耗量低的药剂，对于环境的污染较小，可优化生产流程，减少选矿生产成本。清洁浮选技术采用的捕收剂在矿物表面阳极区被氧化，氧气则在矿物表面的阴极区被还原，使矿物表面形成羟基化富硫中间态，继而氧化为铜、锌、铅。

2 铜铅锌矿清洁浮选技术试验研究

云南某铜铅锌矿拟采用铜铅优先混浮（抑制锌）-再磨分离（抑制铜）-锌浮选（活化锌）工艺流程进行清洁浮选技术的试验研究，该矿性质如下：

表1 多元素分析

表2 铜、铅、锌物相分析

铅相别铅钒白铅矿磷氯铅矿铁铅矿方铅矿分布率% 3.14 ＜0.13 8.39 0.26 87.81锌相别硫酸锌锌氧化物硫化锌分布率% 0.07 1.6 96.87

该矿铜矿物大部分为黄铜矿，另有微量的辉铜矿、铜蓝等；锌矿物为闪锌矿；铅矿物为方铅矿。方铅矿、黄铜矿、磁铁矿、磁黄铁矿以及黄铁矿等矿物呈星点状分散地分布于脉石中。闪锌矿、黄铜矿以及磁铁矿等矿物呈细脉状沿脉石的裂隙充填。矿石中的闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、磁黄铁矿及部分黄铁矿等矿物以它形晶粒状嵌布于脉石矿物中。

2.1 磨矿细度试验

鉴于该矿锌的嵌布粒度与铅、铜相比相对较粗，为使有价金属的回收达到最优，磨矿细度条件以锌的回收为主。

因此，先用丁基黄药（30g/t）、730A（30g/t），分别对-74μm粒级占60%、70%、80%、90%的细度条件下进行锌的回收试验。

试验结果表明，该矿在-74um占80%的细度条件下锌的回收率最高达74.28%，锌回收率较高，确定该矿适宜的磨矿细度为-74μm占80%。

2.2 铜铅优先混浮

2.2.1 锌抑制剂用量试验

铜铅优先浮选作业选用较清洁的硫酸锌+亚硫酸钠组合药剂作为锌抑制剂，配比为2:1进行用量试验研究。对细度-74μm占80%、浓度35%的矿浆，加入石灰1000g/t（PH=8-9）、硫酸锌（用量为变量）、亚硫酸钠（用量为变量）、丁基黄药（30g/t）、730A（30g/t），进行3分钟铜铅粗选，分选出铜铅粗精矿与粗选尾矿[2]。

试验结果表明，在加入硫酸锌+亚硫酸钠(2000+1000)g/t条件下，铜铅混合精矿中铜、铅回收较好，锌的回收较低，抑制剂用量适宜。

2.2.2 捕收剂试验

在已有条件下，分别选用丁基黄药、Z-200、乙硫氮、KM-109对铜、铅进行捕收试验。在4种捕收剂中，使用乙硫氮铜、铅的品位和回收率较好，因此选用乙硫氮作为铜铅混浮捕收剂，试验得出乙硫氮用量为150g/t为宜。

2.3 铜铅分离

对铜铅精矿进行再次磨矿，使磨矿细度达到-48μm占90%，分别选用水玻璃与亚硫酸钠、CMC与亚硫酸钠，硫化钠作铜抑制剂，Z-200（30g/t）作为铅捕收剂进行铜铅分离。

表3 使用不同抑制剂对铅粗精矿铜铅进行分离情况

试验表明，使用硫化钠处理铅粗精矿，回收的铅品位最高，铅的回收率也最高，硫化钠用量确定为200-250g/t,在此工艺当中不但作为铜铅混合精矿的药剂解析剂，而且还作为铜的抑制剂，用量不宜过大，过量后会对铅产生抑制作用。

2.4 混浮尾矿锌浮选

在-74μm占80%细度条件下，选用硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂进行锌浮选，以确定硫酸铜与丁基黄药的用量。

试验结果表明，硫酸铜用量为300g/t时锌回收率最高达75%，丁基黄药用量为100g/t时锌回收率最高达75%；因此，硫酸铜用量确定为300+100g/t，丁基黄药用量确定为100+40g/t。

2.5 闭路试验

试验结果如下：

铜精矿中铜品位达19.87%，铅品位达4.57%，锌品位达5.33%，铜回收率达83.46%，铅回收率达6.85%，锌回收率达2.23%；铅精矿中铜品位达1.21%，铅品位达54.19%，锌品位达7.67%，铜回收率达5.26%，铅回收率达83.57%，锌回收率达3.19%；锌精矿中，铜品位达0.37%，铅品位达0.37%，锌品位达52.57%，铜回收率达6.556%，铅回收率达2.30%，锌回收率达89.39%；尾矿铜品位仅为0.015%，铅品位仅为0.061%，锌品位为0.16%。