河南某复杂铜铅锌金银多金属矿综合回收工艺研究

李彦令 李荣改 白丽梅3

（1.河南天泰工程技术有限公司，河南郑州450000；2.河南省岩石矿物测试中心，河南郑州450012；3.华北理工大学矿业学院，河北唐山063009）

复杂铜铅锌多金属硫化矿的选矿是选矿届公认的难题，这类矿石矿物组成复杂，矿物之间致密共生、互相镶嵌，分离困难［1］。尤其是铜铅硫化矿的分离，因为铜矿物与铅矿物的天然可浮性相似，所以铜铅分离成为铜铅多金属硫化矿浮选分离中的关键性问题，以前主要的分离方法是重铬酸钾法抑铅浮铜和氰化法浮铅抑铜，但是污染严重［2-3］。近年来随着药剂研究的发展，很多学者根据矿石的性质研究出了铜铅分离环保药剂。陈建华等［4］研究了小分子有机抑制剂ASC在铜铅分离中的应用情况，纯矿物试验研究显示其可以有效抑制方铅矿，并不影响黄铜矿的浮选。迟晓鹏等［5］研究了硫酸铝、羧甲基纤维素钠以及二者组合药剂在黄铜矿与方铅矿分离过程中对方铅矿的抑制作用，纯矿物试验研究证实了其可以有效抑制方铅矿，而且可以降低成本、减少对环境的污染。但是不同矿山工艺方法和药剂的适用性不同。

本研究对象为河南某复杂铜铅锌金银多金属矿，矿石中黄铜矿、闪锌矿与方铅矿等硫化矿呈密切的连生关系，属于易浮难分离矿石，容易导致精矿中铜铅锌互含过高，精矿质量差、回收率低，致使冶炼成本升高和资源浪费。因此，研发新型高效抑制剂，探索其最优的工艺流程，实现多金属硫化矿的高效回收，为此类多金属硫化矿的高效利用提供技术支撑。

1 矿石性质

矿石化学多元素分析结果见表1。由表1可知，原矿中有回收价值的元素为铜、铅、锌、金、银，其余元素均达不到综合回收标准。

注：Au、Ag含量的单位为g/t。

工艺矿物学研究表明：矿石矿物组成较为复杂，金属矿物主要为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、自然金、自然银和碲银矿，其次为黄铁矿、赤铁矿、磁铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿等；非金属矿物主要为斜长石、石英、绢云母、绿泥石和方解石，其次是磷灰石、绿帘石、金红石等。

黄铜矿、闪锌矿与方铅矿等关系密切，三者相互交错、穿插、包裹，呈密切的连生关系（图1、图2）。并且这些黄铜矿、闪锌矿和方铅矿的连生体、包裹体，其边界弯曲、镶嵌，很难将它们相互分离，不利于选矿过程中铜、铅、锌的各自富集。

矿石属多金属硫化物型—铅锌银矿石。可回收的有用成分为金、银、铜、铅、锌。矿石中金、银主要以独立矿物的形式存在。方铅矿、黄铜矿等硫化物是金、银的主要载体矿物，部分金、银矿物以连生或包含结构嵌布于黄铜矿、方铅矿等硫化物中，这部分金、银矿物有利于选矿回收。另外有部分银矿物粒度极为细小，易丢失于尾矿中。

2 选矿工艺研究

根据矿石工艺矿物学特征和以前的铜铅锌选矿经验，采用2种流程方案进行对比试验，第一种为铜、铅、锌优选浮选；第二种为铜铅混浮—尾矿选锌流程［6-8］。优先浮选可以得到单独铜、铅精矿和锌精矿，不足之处是铜精矿中的铅、锌含量较高。铜铅混浮—尾矿选锌流程可以得到品位和回收率较高的铜精矿，但其中的铅、锌含量超标，铅精矿回收率较低，锌精矿品位和回收率均较低。通过对比，最终选定铜、铅、锌优先浮选流程，但在后续条件试验中应加强铜精矿中铅锌的抑制分离。

2.1 磨矿细度条件试验

由于原矿铜、铅、锌矿物间的连生关系较为复杂，确定合适的磨矿细度尤为重要。由探索试验结果，铜精矿中的铅锌含量超标，因此，在铜粗选时加入苛化后的CMC和淀粉抑制铅锌矿物，磨矿细度试验流程见图3，结果见图4。

由图4可以看出，当-0.074 mm粒级占75%时，3种有用矿物单体分离程度较好，此时铜精矿的铜品位和回收率分别为19.65%和67.89%，铅精矿的铅品位和回收率分别为65.56%和55.36%，锌精矿的锌品位和回收率分别为42.05%和66.79%。因此，选择磨矿细度为-0.074 mm占75%。

2.2 铜粗选试验

2.2.1 硫酸锌+亚硫酸钠用量试验

硫酸锌和亚硫酸钠是锌矿物的有效抑制剂，在苛性CMC+淀粉用量500 g/t、CaO用量为2 100 g/t、水玻璃用量 1 000 g/t、Z-200用量 20 g/t、2号油用量20 g/t条件下，改变硫酸锌+亚硫酸钠总用量（用量比为2∶1）进行试验，结果见图5。

由图5可知，随着硫酸锌和亚硫酸钠总用量的增加，铜精矿铜品位呈上升趋势，回收率呈下降趋势，铅、锌品位和回收率均呈下降趋势，在硫酸锌和亚硫酸钠总用量达到1 500 g/t时开始下降缓慢，当用量达到3 000 g/t时基本平稳。综合考虑，取硫酸锌+亚硫酸钠总用量为3 000 g/t，即硫酸锌用量2 000 g/t、亚硫酸钠用量1 000 g/t，此时铜精矿铜品位5.41%、回收率88.51%。

2.2.2 苛性（CMC+淀粉）用量试验

苛性（CMC+淀粉）是将CMC、淀粉和氢氧化钠按一定比例在温度90℃以上苛化1 h制成的特效方铅矿抑制剂，在硫酸锌+亚硫酸钠用量2 000+1 000 g/t、石灰用量2 100 g/t、水玻璃用量1 000 g/t、Z-200用量20 g/t条件下，改变方铅矿抑制剂苛性（CMC+淀粉）用量进行对比试验。结果见图6。

由图6可知，随着苛性（淀粉+CMC）用量由200 g/t增加到500 g/t，铜精矿铅品位和回收率下降，在用量从500 g/t增加到800 g/t的过程中铜精矿铅品位和回收率均变化不大，而自始至终铜精矿铜、锌品位和回收率均变化不大。综合考虑，取苛性（CMC+淀粉）用量为500 g/t。

2.2.3 Z-200用量试验

在苛性（CMC+淀粉）用量500 g/t、硫酸锌+亚硫酸钠用量2 000+1 000 g/t、CaO用量2 100 g/t，水玻璃用量1 000 g/t条件下，改变铜捕收剂Z-200用量进行对比试验，结果见图7。

由图7可以看出：随着Z-200用量的增加，铜品位逐渐降低，而回收率逐渐升高，铅、锌回收率也逐渐增加；Z-200用量大于20 g/t时，指标基本平稳。综上，选择Z-200用量为20 g/t。

2.3 铅粗选试验

2.3.1 硫酸锌+亚硫酸用量试验

在选取锌抑制剂时，不但要强抑制铜粗精矿中锌矿物，而且要保证药剂对回收的目的矿物影响较小，最常用的是硫酸锌+亚硫酸钠组合抑制剂［9-12］。在乙硫氮用量为30 g/t条件下，改变方铅矿粗选时抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠总用量进行对比试验，结果见图8。

由图8可知：随着硫酸锌和亚硫酸钠总用量的增加，铅精矿中铜、锌品位和回收率均变化不大，在用量为1 500 g/t时稍有下降，综合考虑铅精矿的品位和回收率以及精矿指标对有害元素的含量要求，取硫酸锌和亚硫酸钠总用量为1 500 g/t，即硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+500 g/t。

2.3.2 乙硫氮用量试验

在硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+500 g/t条件下，改变乙硫氮用量进行试验，结果见图9。

从图9可以看出，乙硫氮用量为30 g/t时，浮选指标较好。因此，选择乙硫氮用量为30 g/t。

2.4 锌粗选试验

2.4.1 硫酸铜用量试验

在丁黄药用量为100 g/t条件下，改变活化剂硫酸铜用量进行试验，结果见图10。

由图10可以看出，在硫酸铜用量为100 g/t时，锌精矿锌品位和回收率较优。因此，取硫酸铜用量为100 g/t。

2.4.2 丁黄药用量试验

在活化剂硫酸铜用量为100 g/t条件下，改变丁黄药用量进行试验，结果见图11。

由图11可知：随着丁黄药用量的增加，锌精矿中的铜、铅品位和回收率均变化不大，锌品位逐渐下降，回收率逐渐上升；当丁黄药用量大于100 g/t时，锌回收率提高不明显。因此，取丁黄药用量为100 g/t。

2.5 闭路试验

根据条件试验结果选定的工艺参数进行闭路试验，流程见图12，试验结果见表2。闭路试验获得了铜品位和回收率分别为21.55%和83.51%的铜精矿，铅品位和回收率分别为66.05%和75.55%铅精矿，锌品位和回收率分别为42.02%和71.28%的锌精矿，3种精矿中金和银的回收率总计分别可达87.18%和90.07%，在无氰无铬情况下实现了铜、铅、锌的高效分离。

3 结论

（1）铜铅锌复杂难选多金属硫化矿石主要目的矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、自然金、自然银和碲银矿。其中黄铜矿、闪锌矿与方铅矿嵌布关系密切，3者相互交错、穿插、包裹，呈密切的连生关系，增加了分选难度。

（2）采用优先浮选工艺流程，在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下，采用铜、铅、锌依次优先浮选试验流程，经1粗2精选铜，选铜尾矿1粗2精1扫选铅，选铅尾矿1粗2精1扫选锌，获得的铜精矿铜品位为21.55%、回收率为83.51%，金品位149 g/t、回收率76.22%，银品位3823 g/t、回收率65.44%，铅精矿铅品位为66.05%、回收率为75.55%，银品位555 g/t、回收率20.47%，锌精矿锌品位为42.02%、回收率71.28%，银品位198.1 g/t、回收率4.16%。