熊锋

(中国瑞林工程技术有限公司，江西南昌 330031)

某铜铅锌矿选矿工艺研究

熊锋

(中国瑞林工程技术有限公司，江西南昌 330031)

青海某铜铅锌矿的矿石类型为原生硫化矿，针对原矿的物相分析及工艺矿物学研究，研究了一种比较适合该矿矿石的选矿工艺流程，最终可获得含锌54.10%、含铜0.39%、含铅0.24%的锌精矿,其锌回收率为90.90%,锌精矿含银36.1 g/t，回收率4.26%；得到含铜25.27%，含铅5.88%，含锌5.91%的铜精矿，铜的最终回收率80.48%，铜精矿中含银842 g/t；得到含铅37.78%，含铜1.60%,含锌8.35%的铅精矿,铅的最终回收率53.55%，铅精矿中含银3 880 g/t。

铜铅锌矿；等可浮性；铜铅混合浮选；铜铅分离浮选

随着世界各国矿产资源的不断开发利用，有色金属矿产资源正面临着日渐枯竭的问题，如何从其它矿产资源中充分回收伴生成分已得到各国的高度重视[1]。青海某铜铅锌矿的矿石类型为原生硫化矿，矿床类型为矽卡岩型矿床。经原矿光谱分析以及多项分析，原矿中铅含量较低，铜、锌、银含量较高，为主要回收元素，其他伴生元素钒、钛、钴、金含量较低，有害元素砷、硫含量很低。本文拟通过对该矿矿石的选矿工艺研究分析，试图找到一种适合此矿石的选矿工艺流程，使该矿中含有价金属铜、铅、锌、银等的矿物得到较好的分离，最终得到具有经济价值的不同种类的精矿。

1 原矿物相分析及工艺矿物学研究

经物相分析可知：该矿中铜主要以原生硫化铜的形式存在，占总铜量的85.44%；铅主要以硫化物的形式存在，占铅总量的87.72%，其次为碳酸铅，占铅总量的8.24%，还有少量其他形态的铅、硫酸铅以及黄钾铁矾中铅占铅总量的4.89%；锌主要以硫化物的形式存在，占锌总量的92.89%，其次为氧化物锌，占锌总量的4.90%，还有少量其他形态的锌，占锌总量的2.03%。

从工艺矿物学上分析，该矿矿石类型为原生硫化矿，矿物组合比较简单，脉石矿物组合比较复杂，矿床为矽卡岩型矿床。主要金属矿物有方铅矿、黄铜矿、闪锌矿、赤铁矿、黄铁矿。脉石矿物主要有透辉石、绿帘石、绿泥石、石榴石、石英、方解石、尖晶石、金云母，副矿物可见锆石。矿石的结构主要有：自形粒状结构、半自形粒状结构、他形粒状结构、乳滴状结构。矿石的构造主要有：稀疏浸染状构造、细脉状构造、致密块状构造，可选矿物主要为方铅矿、黄铜矿、赤铁矿、闪锌矿，可回收元素为Cu、Pb、Zn及少量Fe。矿石矿物种类较少，结构特征不明显，有部分矿物颗粒间呈镶嵌状，不利于选矿。

2 选矿试验

2.1 原矿粒度筛析

将破碎好的试验样进行分级筛析，经分析得出，随着粒级变细，Cu、Pb、Zn含量逐渐升高，其高含量主要集中在-0.20+0.063 mm粒级内，说明了Cu、Pb、Zn矿物嵌布粒度不是很细，粗磨就能达到大部分矿物之间的单体解离。

2.2 浮选试验

根据该矿中铜铅锌矿物主要呈硫化物形式存在，大部分矿物粒度较粗，有利于解离的特点，选择采用原矿一段磨矿后直接浮选的选矿工艺。

多金属矿的浮选原则流程一般有优先浮选流程和混合浮选流程以及等可浮流程[2]。考虑到本矿石矿物中铜铅相对锌的含量较低，如果采用全混合浮选流程将铜铅锌全部选入精矿中再分离，由于混合精矿中各元素含量均较高，在矿粒表面覆盖有过剩的捕收剂膜，会使下一步选择性地抑制一种矿物、浮出另一种矿物的分离作业发生困难，不易获得较好的分选指标，因此不考虑采用全混合浮选流程，而采用等可浮流程。

2.2.1 铜铅优先浮选捕收剂的选择

选别铜铅的传统捕收剂一般为黄药、黑药,对铅而言，乙硫氮的选择性捕收能力较强[3]，新型捕收剂BK301对铜矿物的选择性较好,配合对铅捕收能力较强的乙硫氮，能有效弥补传统黄药、黑药类捕收剂选择性较差所带来的不足。所以将上述几种捕收剂进行单独或者混合使用，以便选择出适合该矿区铜铅矿物选别的捕收剂类型。试验磨矿细度为-200目含量80%，硫酸锌用量为1 000 g/t，亚硫酸钠用量为500 g/t。试验流程及条件见图1，试验结果见表1。

图1 原矿铜铅优先浮选捕收剂种类

表1 原矿铜铅优先浮选捕收剂种类用量试验结果

经试验可知，单独使用丁黑药，铅的回收率较低，BK301与SN-9的组合相比较丁黄药、丁黑药的组合，铜铅的回收率基本相近均在83%，锌在铜铅粗精矿的分布率丁黄药、丁黑药的组合高出1.8%，说明BK301与SN-9的组合对铜铅的选择性较好。因此选择BK301与SN-9的组合较为适宜。

2.2.2 原矿铜铅优先浮选磨矿细度试验

试验选择石灰用量为500 g/t，组合药剂对锌有较好的抑制作用，因此选择锌抑制剂为硫酸锌与亚硫酸钠组合[4]，硫酸锌用量为1 000 g/t，亚硫酸钠用量为500 g/t，乙硫氮用量30 g/t，BK301用量49 g/t，起泡剂选用BK204。试验流程见图2，试验结果见表2。

图2 磨矿细度试验流程

表2 磨矿细度试验结果

经试验可知，随着磨矿细度的提高，粗精矿中铜铅品位逐渐降低，而在回收率上，粗精矿中的铜锌回收率均逐渐上升，铅回收率变化不大，其中以-0.074 mm占72%时铜铅的回收率最为适宜，此时锌在铜铅粗精矿中的分布率为13.69%。为保证铜铅的回收，同时锌能得到较好的抑制，综合考虑磨矿细度选择-200目含量72%较为适宜。

2.2.3 硫化钠用量试验

硫化钠的用量试验，是为了将部分氧化矿物进行硫化，同时对锌矿物起到抑制作用。试验流程见图3，试验结果见表3。

图3 硫化钠用量试验流程

表3 硫化钠用量试验结果

经试验可知，随着硫化钠用量的增加，铜铅的回收率逐渐增加，锌在铜铅精矿中分布呈波形变化，说明添加硫化钠对铜铅的回收有一定的作用，综合考虑选择硫化钠用量500 g/t较为适宜。

2.2.4 原矿铜铅优先浮选闭路试验

在经过其余药剂条件试验的基础上，采用的铜铅优先浮选闭路流程见图4，试验结果见表4。

图4 硫化钠用量试验流程

表4 原矿铜铅优先浮选闭路试验结果

从表4闭路试验结果可以看出，原矿铜铅优先浮选闭路试验最终获得含铜19.56%、含铅13.29%、含锌6.20%的铜铅混合精矿，其铜回收率为82.03%，铅回收率为81.36%，铜铅混合精矿中银含量1 555 g/t，回收率88.50%；获得含锌54.10%、含铜0.39%、含铅0.24%的锌精矿，其锌回收率为90.90%，锌精矿含银36.1 g/t，回收率4.26%。

2.2.5 铜铅混合精矿分离试验

上述选别流程得到的是铜铅混合精矿，其化学多项分析结果见表5所示。

表5 铜铅混合精矿化学多项分析结果

氰化物是黄铁矿、闪锌矿及黄铜矿的有效抑制剂[5]，但考虑到氰化物对人对环境都造成极大危害，而且铜铅混合精矿有贵金属银，含量较高，不宜采用氰化物，因此选择采用抑铅浮铜的分离方法。

2.2.6 铜铅分离试验

用水玻璃+亚硫酸钠+CMC进行铜铅分离试验。试验流程见图5，试验结果见表6。

图5 水玻璃+亚硫酸钠+CMC铜铅分离试验流程

表6 水玻璃+亚硫酸钠+CMC铜铅分离试验结果

经试验可知，采用水玻璃+亚硫酸钠+CMC组合抑铅，随着组合剂用量的增加，铜精矿中铜的品位变化不大，铜精矿中含铅量逐渐下降，但铜的回收率也逐渐下降，综合考虑铜铅分离粗选采用水玻璃1 000 g/t+亚硫酸钠1 000 g/t+CMC 500组合药剂进行铜铅分离。

2.2.7 铜铅分离闭路试验

选定了水玻璃+亚硫酸钠+CMC的药剂用量后，对于浮铜的捕收剂仍然采用对铜有选择性的药剂Z200，起泡剂采用BK204，进行铜铅分离闭路试验，试验流程见图6，试验结果见表7所示，表中药剂用量相对铜铅精矿而言。

图6 水玻璃+亚硫酸钠+CMC分离铜铅闭路试验流程

表7 用水玻璃+亚硫酸钠+CMC分离铜铅闭路试验结果 %

从表7试验结果来看，采用水玻璃+亚硫酸钠+ CMC分离铜铅，通过一粗一精一扫的铜铅分离闭路流程，可以得到含铜 25.27%、含铅 5.88%、含锌5.91%的铜精矿，铜的作业回收率98.11%，铜精矿中含银842 g/t。可以得到含铜1.60%、含铅37.78%、含锌8.36%的铅精矿，铅的作业回收率65.82%，铅精矿中含银3 880 g/t。

3 最终选定的流程

经过以上各阶段研究，最终选定的流程见图7。

图7 最终选定的流程

4 结语

通过本研究找到了一种比较适合该矿矿石的选矿工艺流程：原矿经过一粗一扫二精铜铅优先浮选闭路试验获得铜铅混合精矿和锌精矿。锌精矿含锌54.10%、含铜0.39%、含铅0.24%，锌回收率为90.90%，锌精矿含银36.1 g/t，回收率4.26%；铜铅混合精矿用水玻璃+亚硫酸钠+CMC进行分离，通过一粗一精一扫的铜铅分离闭路流程，可以得到含铜25.27%、含铅5.88%、含锌5.91%的铜精矿，铜的最终回收率80.48%，铜精矿中含银842 g/t。可以得到含铜1.60%、含铅37.78%、含锌8.35%的铅精矿，铅的最终回收率53.55%，铅精矿中含银3 880 g/t。

从最终试验结果可知，铅精矿的品位和最终回收率分别为37.78%和53.55%，都属于比较低的水平，主要原因可能是铅矿物的解离不充分。从表7可知，铅在铜精矿中的作业损失率为34.18%，这可能是由于此部分铅矿物与铜矿物伴生密切，建议后期工作中分析铜铅精矿的嵌布粒度，考察铜铅精矿进一步磨细后对最终铜铅分离结果的影响。

[1] 李容改，宋翔宇，乔江晖，等.河南某硫铁矿多金属矿选矿试验研究[J].有色金属（选矿部分），2012（6）:20-24.

[2] 胡为柏.浮选[M].北京：冶金工业出版社，1980.

[3] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京：冶金工业出版社，1987.

[4] 刘志斌，朱从杰，张旭东，等.提高云南某铅锌矿回收率的选矿工艺研究[J].有色金属（选矿部分）,2004（3）:5-9.

[5] 魏明安.硫化铜、铅矿物浮选分离研究现状及发展趋势[J].矿冶，2008（2）:6-16.

Research on Mineral Processing Process for Copper-Lead-Zinc Mine

XIONG Feng
(China Nerin Engineering Co.,Ltd.,Nanchang,Jiangxi 330031,China)

Ore type of a Qinghai copper-lead-zinc mine is primary sulfide ore,according to phase analysis of ROM ore and process mineralogy research,mineral processing process flow suitable for the type of ore is researched,zinc concentrate(including 54.10%zinc,0.39%copper and 0.24%lead)will be obtained,in which zinc recovery of 90.90%,36.1 g/t silver content in zinc concentrate,recovery of 4.26%;copper concentrate(including 25.27%copper,5.88%lead and 5.91%zinc)will be obtained,in which copper recovery of 80.48%,842 g/t silver content in copper concentrate;lead concentrate (including 37.78%lead,1.60%copper, 8.35%zinc)will be obtained,in which lead recovery of 53.55%,3 880 g/t silver in lead concentrate.

copper-lead-zinc mine;iso-flotability;copper-lead mixed flotation;copper-lead separation flotation

TD92

B

1004-4345(2015)05-0007-05

2015-03-06

熊锋（1980—），男，工程师，主要从事矿物加工专业设计研究工作。