内蒙古某含银铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验研究

任飞 李志锋 胡志刚 周南 高野 高杨

摘要：针对内蒙古某含银铜铅锌多金属硫化矿石性质，开展了选矿试验研究。结果表明：采用部分混合浮选流程及适宜工艺条件，闭路试验可获得较好指标，铜精矿铜品位20.21 %、铜回收率68.74 %，含银11 772.06 g/t、银回收率29.23 %;铅精矿铅品位58.64 %、铅回收率90.38 %，含银2 448.30 g/t、银回收率57.38 %;锌精矿锌品位57.33 %、锌回收率86.10 %，含银164.00 g/t、银回收率3.22 %;银总回收率89.83 %，铜、铅、锌和银均得到有效综合回收。

关键词：含银铜铅锌多金属硫化矿;部分混合浮选;铜铅分离;抑制剂;调整剂

中图分类号：TD952          文章编号：1001-1277（2021）08-0061-06

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20210813

内蒙古某含银铜铅锌多金属硫化矿石组成较为复杂，矿物间共生关系密切，黄铁矿呈脉状沿岩石裂隙分布，部分呈浸染状，闪锌矿部分包裹有黄铜矿，可供回收的有益元素有铜、铅、锌、银。本文针对该矿石性质，开展了选矿工艺试验研究，为其高效开发利用提供依据。

1 矿石性质

1.1 化学成分及粒度筛析

矿石中主要有用元素为铅、锌、铜、银和金。矿石化学成分分析结果见表1，矿石粒度筛析结果见表2。

表1 矿石化学成分分析结果

成分CuPbZnSAg1）Au2）CaOMgOSiO2

w/%0.071.531.321.26100.690.272.030.9959.02

注：1）w（Ag）/（g·t-1）; 2）w（Au）/（g·t-1）。

1.2 物相分析

矿石中的铅、锌主要以硫化物形式存在，硫化物中铅（方铅矿）占总铅的95.95 %，氧化物中铅占总铅的4.05 %（见表3）;硫化物中锌（闪锌矿）占总锌的94.32 %，氧化物中锌只占总锌的5.68 %（见表4）。

1.3 矿石矿物组成及主要矿物嵌布特征

矿石中金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、针铁矿、黄铜矿、黝铜矿等，脉石矿物主要有石英、方解石、条纹长石、白云石、水镁石等。矿石中黄铁矿呈脉状沿岩石裂隙分布，部分呈浸染状;闪锌矿部分包裹有黄铜矿，金属矿物之间共生关系密切（见图1）。此外，矿石结构主要有浸染状结构、块状结构、粒状变晶结构、交代残余结构。

根据矿石矿物组成分析，多數银矿物被方铅矿、闪锌矿和黄铜矿包裹，且粒度微细，即使超细磨也难以全部解离。因此，银矿物易与方铅矿、闪锌矿和黄铜矿一起得到回收[1]。

2 选矿试验结果与讨论

含银复杂铜铅锌多金属矿选矿方法一般有优先浮选[2-5]、部分混合浮选[6-8]、等可浮浮选[9]、分段分速异步浮选—粗精矿再磨浮选[10]等。本次试验采用部分混合浮选流程，即先抑制锌、硫矿物，浮选铜、铅矿物，再进行铅铜分离，然后活化被抑制的闪锌矿浮选锌，最终得到铜精矿、铅精矿、锌精矿3种合格精矿。

2.1 磨矿细度

铜、铅、锌矿物的有效解离是铜、铅、锌分离及提高精矿质量与回收率的基本条件。适宜的磨矿细度可以使铜、铅、锌单体解离，不产生过磨现象，并节省磨矿功耗。根据工艺矿物学研究结果，铜、铅矿物的嵌布粒度比锌矿物细，因此主要考察磨矿细度对铜、铅矿物可浮性的影响。氧化钙作为调整剂的同时用作黄铁矿的抑制剂，硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的混合抑制剂，乙基黄药作为捕收剂，2号油作为起泡剂。试验流程见图2，试验结果见图3。

由图3可知：随着磨矿细度的增加，铅回收率逐渐提高，铅粗精矿铅品位逐渐下降。当磨矿细度-0.074 mm占71.52 %时，铅回收率为84.20 %，达到最大;继续延长磨矿时间，磨矿细度增加，铅回收率呈下降趋势。因此，确定粗选磨矿细度-0.074 mm占71.52 %。

2.2 氧化钙用量

氧化钙一般用作pH调整剂，且在硫化矿浮选中有利于抑制黄铁矿和磁黄铁矿等硫化物。为了考察氧化钙对选别指标的影响，进行了浮选试验。试验流程见图2，试验结果见图4。

由图4可知：氧化钙作为pH调整剂对铅矿物的浮选行为有一定的影响，随着氧化钙用量的增加，铅回收率先升高后降低;当氧化钙用量达到2 000 g/t时，铅回收率达到最大;继续增加氧化钙用量，铅回收率呈下降趋势。因此，确定氧化钙用量为2 000 g/t。

2.3 抑制剂用量

在铜、铅、锌等多金属硫化矿的浮选分离中，常用的闪锌矿抑制剂有石灰、硫酸锌、氰化物、亚硫酸（二氧化硫）及其盐和硫化钠等，通常情况下，硫酸锌与其他抑制剂组合使用效果好。本次试验采用硫酸锌和亚硫酸钠（质量比2∶1）抑制闪锌矿。试验流程见图2，试验结果见图5。

由图5可知：随着抑制剂用量的增加，铅粗精矿铅品位逐渐升高，铅回收率先升高后逐渐降低，而铅粗精矿锌品位逐渐降低。当硫酸锌用量为2 000 g/t、亚硫酸钠用量为1 000 g/t时，铅粗精矿铅品位为14.59 %、锌品位为2.94 %，选别效果较好;抑制剂用量继续增加会影响铅回收率。因此，确定抑制剂用量为硫酸锌2 000 g/t、亚硫酸钠1 000 g/t。

2.4 铜铅分离重铬酸钾用量

目前，铜铅分离抑制剂有2，3-二羟基丙基二硫代碳酸钠（代号ZS-1606）[11]、TZ-10[12]、TC-1[13]、WH组合抑制剂[14]、水玻璃[15]等。重铬酸钾是方铅矿的有效抑制剂，且对铜矿物的浮选没有影响，因此常用于分离铜铅混合精矿。采用重铬酸钾分选铜铅混合精矿时，由于铅矿物表面吸附大量选矿药剂，阻碍重铬酸钾对铅矿物的吸附抑制，因此选别中加入活性炭进行药剂吸附，使铅矿物暴露新鲜表面，达到重铬酸钾的抑制效果，在适当的药剂条件下，应严格控制重铬酸钾用量。试验流程见图6，试验结果见图7。

由图7可知：随着重铬酸钾用量的增加，铜精矿铜品位逐渐升高，铅精矿铜品位逐渐降低;当重铬酸钾用量为1 000 g/t时，铜精矿产率和铜回收率均较为理想。因此，确定重铬酸钾用量为1 000 g/t。

2.5 开闭路试验

2.5.1 开路试验

为考察精选次数和扫选次数对最终精矿品位和尾矿品位的影响，进行了浮选开路试验（见图8）。采用部分混合浮选流程，铜精矿铜品位达到25.64 %、铜回收率12.70 %，银品位8 023.25 g/t、银回收率3.17 %;铅精矿铅品位达到59.06 %、鉛回收率53.63 %，银品位1 052.76 g/t、银回收率14.77 %;锌精矿锌品位达到58.06 %、锌回收率37.62 %，指标较为理想。

2.5.2 闭路试验

闭路试验共进行6批次试验，每批次给矿1 000 g，总给矿6 000 g，最终总质量为5 993.79 g，符合闭路试验允许损失的矿量。闭路试验数质量流程见图9，结果见表5。由表5可知：闭路试验获得了较好指标，铜精矿铜品位20.21 %、铜回收率68.74 %，铅精矿铅品位58.64 %、铅回收率90.38 %，锌精矿锌品位57.33 %、锌回收率86.10 %;同时铜精矿银品位达到11 772.06 g/t、银回收率29.23 %，铅精矿银品位达到2 448.30 g/t、银回收率57.38 %，锌精矿银品位达到164.00 g/t、银回收率3.22 %，银总回收率89.83 %。

3 结 论

1）内蒙古某含银铜铅锌矿石中具有综合回收价值的元素为铜、铅、锌、银，铜品位0.07 %、铅品位1.53 %、锌品位1.32 %、银品位100.69 g/t。矿石中黄铁矿呈脉状沿岩石裂隙分布，部分呈浸染状;闪锌矿部分包裹有黄铜矿，金属矿物之间共生关系密切;银矿物主要包裹于方铅矿、黄铜矿和闪锌矿中。

2）试验确定采用部分混合浮选流程，即优先浮选铜铅，铜铅尾矿浮选锌，铜铅混合精矿铜铅分离，获得的铜精矿、铅精矿、锌精矿均达到合格品要求，铜精矿铜品位20.21 %、铜回收率68.74 %;铅精矿铅品位58.64 %、铅回收率90.38 %;锌精矿锌品位57.33 %、锌回收率86.10 %;银总回收率89.83 %，铜、铅、锌和银都得到有效回收。

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Experimental research on the beneficiation

of a silver-bearing copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore in Inner Mongolia

Ren Fei1，Li Zhifeng2，Hu Zhigang2，Zhou Nan2，Gao Ye2，Gao Yang2

（1.School of Resources and Civil Engineering，Northeastern University;

2.Liaoning Institute of Geology and Mineral Resources）

Abstract：According to the ore properties of a silver-bearing copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore in Inner Mongolia，experimental research was carried out.The results show that with the partially bulk flotation process and suitable process conditions，the closed-circuit test can obtain good index：copper grade for copper concentrate 20.21 %，copper recovery rate 68.74 %，silver grade 11 772.06 g/t，silver recovery rate 29.23 %;lead grade for lead concentrate 58.64 %，lead recovery rate 90.38 %，silver grade 2 448.30 g/t，silver recovery rate 57.38 %;zinc grade for zinc concentrate 57.33 %，zinc recovery rate 86.10 %，silver grade 164.00 g/t，silver recovery rate 3.22 %;the total recovery rate of silver is 89.83 %，and copper，lead，zinc and silver are all effectively recovered.

Keywords：silver-bearing copper-lead-zinc polymetallic sulfide ore;partially bulk flotation process;copper-lead separation;inhibitor;modifier