辽宁某铜铅锌硫化矿的浮选工艺研究
刘亚龙董宗良陈如凤
（南京银茂铅锌矿业有限公司，江苏，南京，210033）
摘要：辽宁某铜铅锌多金属硫化矿各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切，分离难度大, 生产中铜精矿含铅和锌、铅精矿含锌严重超标。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,通过控制矿浆pH值, 选择高效捕收剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物得到了较好的分选。
关键词：复杂铜铅锌多金属硫化矿；铜铅混合浮选；铜铅分离；组合抑制剂
辽宁某矿山现有一规模为120t/d的小型选矿厂，由于矿石中各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切,生产中铜精矿含铅和锌、铅精矿含锌严重超标,造成产品品质不高、销售不畅,最终不得不以铜铅混合精矿这种低价值产品出售,严重地影响了企业的经济效益。新工艺有效地解决了铜铅分离困难和精矿互含严重超标问题,获得了质量优良的铜精矿、铅精矿及锌精矿。
1 矿物性质
1．1 原矿多元素分析
原矿多元素分析结果见表1。
表1 原矿多元素分析结果% 元素Cu Pb Zn TFe S Au* Ag* 含量0.55 1.68 4.15 11.05 10.72 1.0 311
元素 C As Sb CaO MgO Al
2O
3
SiO
2
含量 2.48 0.03 0.13 5.25 6.22 6.35 42.80
*Au、Ag的含量单位为g/t。
1．2 矿石的物质组成
矿石中主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿，少量的辉铜矿、磁铁矿、辉银矿、银黝铜矿、蹄银矿，偶见有自然银及复硫盐类。非金属矿物主要为石英、长石及少量的云母等。
1．3 主要金属的嵌布特征
闪锌矿主要嵌布在黄铁矿的裂缝中，与黄铜矿构成紧密连晶，同时与方铅矿及脉石也构成连晶。多呈半自型—它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。方铅矿与银矿物关系密切，次与黄铁矿、脉石密切，主要是嵌布在黄铁矿的裂缝中，与脉石连晶的也多，多呈半自型—它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。黄铁矿主要呈半自型—它型粒状，碎裂强烈，裂隙发育，常被后期多金属硫化物充填，在矿石中多呈块状或团快状，少呈浸染状，与脉石连生多，次为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿连生。在黄铁矿颗粒间(微裂隙)发现有银矿物，主要为蹄银矿、辉银矿紧密连晶，还有自然银等。主要矿物粒级分布结果见表2
表2 主要矿物粒级分布结果% 粒级/mm 黄铁矿闪锌矿黄铜矿方铅矿〉0.3 11.1 28.9 40.4 /
0.3-0.1 17.5 14.7 19.2 /
0.1-0.074 23.2 12.2 11.8 18.2
0.074-0.037 25.7 18.6 17.2 35.8
0.037-0.01 17.6 18.4 5.1 40.4 <0.01 4.9 7.2 6.3 5.6 合计
100
100
100
100
2 条件探索及方案选择
该矿铜铅品位低，浸染颗粒细，多种有用矿物致密共生。优先浮铜的探索性试验表明,铜矿物回收率极低,且精矿中大部分为铅锌矿物。根据这一情况,决定采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的技术路线。
2．1 铜铅混浮矿浆PH 值试验
矿浆pH 值是铜铅矿物浮选的重要影响因素。试验采用石灰来调整矿浆PH 值,试验流程及试验条件见图1。根据试样中铜、铅、锌各矿物的嵌布粒度并考虑现场情况,对于粗选作业,确定磨矿细度为- 74μm 占75%。试验结果见表3。
图1 铜铅混浮粗选试验流
程
原矿
41200+NaSO 3600灰调整pH 值占75%
粗精矿尾矿
硫氮15药剂用量：g/t
表3 铜铅混浮矿浆Ph 试验结果 %
pH 产品 产率
品位 回收率
Cu Pb Zn Cu Pb Zn
8 粗精矿 6.86 3.87 17.67 20.54 48.21 72.14 33.95 9.5 粗精矿 6.37 4.53 20.11 18.67 52.26 76.24 28.66 10.5 粗精矿 5.84 5.31 23.14 17.58 56.48 80.43 24.74 11 粗精矿 5.58 6.03 25.04 15.34 61.24 83.15 20.62 11.5 粗精矿 5.42 6.45 26.18 13.85 63.56 84.46 18.09 12
粗精矿
5.03
6.53
26.56
13.24
59.71
79.53
16.04
由表3可见,随着矿浆pH 值的增大，铜铅混合粗精矿中铜铅品位同时升高,回收率也有所增加,但当矿浆pH 为11.5时,粗精矿中锌品位降幅有限而铜回收率开始下降, 因此, 适宜的浮选矿浆pH 值为11.5左右。
2．1 抑制剂对铜铅混浮的影响
铜铅锌硫化矿属于复杂硫化矿,铜铅与锌之间很难分离,除合适的矿浆pH 值以外,ZnSO 4 和Na 2SO 3 组合使用作为抑制剂，浮铜铅，抑制锌，能起到很好的作用，能降低铜铅混合精矿中的锌含量。因此,在矿浆pH 为11.5条件下进行了铜铅混浮粗选ZnSO 4 +Na 2SO 3 组合抑制剂的用量试验。试验结果见表4
表4 铜铅混浮粗选抑制剂用量试验结果 % 抑制剂用量/(g ·t -1) 产品 产率 品位 回收率 Cu Pb Zn Cu Pb Zn 600+600
粗精矿
5.62
5.76
24.29
16.84
59.95
82.73
23.03
尾矿94.38 0.23 0.30 3.35 40.05 17.27 76.97 原矿100.00 0.54 1.65 4.11 100.00 100.00 100.00
1500+600 粗精矿 5.43 6.45 26.27 13.82 63.68 84.41 18.39 尾矿94.57 0.21 0.28 3.52 36.32 15.59 81.61 原矿100.00 0.55 1.69 4.08 100.00 100.00 100.00
1500+1000 粗精矿 5.16 6.68 27.06 12.57 60.47 83.11 15.62 尾矿94.84 0.24 0.29 3.69 39.53 16.89 84.38 原矿100.00 0.57 1.68 4.15 100.00 100.00 100.00
试验结果表明，当ZnSO4 +Na22SO3用量增加时，抑制能力增强，粗精矿产率变小，铜铅回收率降低，综合分析得，ZnSO4 +Na22SO3用量控制在1 500 g/ t + 600 g/ t较合适。2．2 铜铅混浮捕收剂的选择
采用石灰作矿浆PH调整剂，固定矿浆Ph在10.5—11之间，考察了乙黄药、丁黄药、乙硫氮、苯胺黑药、等捕收剂以及乙硫氮+苯胺黑药组合捕收剂对铜铅混合浮选的影响，结果表明以上各捕收剂均对铜铅矿物有一定的捕收作用。但就捕收能力和选择性而言,乙硫氮+苯胺黑药较合适，该组合捕收剂既能保证铜铅的回收率，又能大大降低粗精矿中锌含量。因此,选择乙硫氮+苯胺黑药作为铜铅混浮的捕收剂。
2．3 铜铅混浮捕收剂的用量
采用（ZnSO4+Na2SO3）作锌矿物的抑制剂，矿浆PH值在11.5左右，改变捕收剂（乙硫氮+苯胺黑药）用量，试验结果见表5。从表5可知，当捕收剂用量控制在40g/t时，随着乙硫氮的降低和苯胺的增加，粗精矿产率减小，铜铅品位增加，回收率上升；锌含量减少。综合分析得，药剂用量为乙硫氮15g/t+苯胺黑药30 g/t较为适当。
表5 铜铅混浮粗选捕收剂用量试验结果%
捕收剂用量/(g·t-1)产品产率
品位回收率
Cu Pb Zn Cu Pb Zn
乙硫氮30 苯胺15 粗精矿 6.62 4.37 20.57 18.04 53.57 82.53 29.05 尾矿93.38 0.27 0.31 3.12 46.43 17.47 70.95 原矿100.00 0.54 1.65 4.11 100.00 100.00 100.00
乙硫氮20 苯胺20 粗精矿 6.15 5.06 22.56 15.46 55.56 82.01 23.19 尾矿93.85 0.27 0.32 3.36 44.44 17.99 76.81 原矿100.00 0.56 1.69 4.10 100.00 100.00 100.00
乙硫氮15 苯胺30 粗精矿 5.43 6.45 26.27 13.82 63.68 84.41 18.39 尾矿94.57 0.21 0.28 3.52 36.32 15.59 81.61 原矿100.00 0.55 1.69 4.08 100.00 100.00 100.00
2．4 铜铅分离试验
传统的铜铅分离主要的方法是用氰化物或重铬酸钾浮铅抑铜, 这些方法会导致少量贵金属溶解和产生环境污染, 因此本次试验采用水玻璃、亚硫酸纳和羧甲基纤维素的组合抑制剂来抑制方铅矿。三种药剂在铜铅分离中抑制作用各有不同特点：羧甲基纤维素对方铅矿有较好的抑制作用, 但是对黄铜矿的浮游性也有较大的影响, 不利于回收率的提高；水玻璃对方铅矿的抑制作用稍弱, 但对铜矿物浮游性影响也小, 铜回收率高；亚硫酸钠对铜矿物有活化作用,而在方铅矿表面生成亲水性硫酸铅抑制方铅矿。利用这三种药剂各自的特点进行组合产生的协同效应来抑铅浮铜，经过多次配比试验最终确定了三种药剂的最佳配比为：水玻璃：亚硫酸纳：羧甲基纤维素为2：6：1。为了提高分选指标, 在铜铅分离作业前采用活性炭脱药。试验结果表明, 活性炭用量为800g/t时分选效果较好。确定以上条件后, 进行了铜
铅分离的闭路试验, 试验流程见图2, 试验结果见表6。
铜铅混合精矿药剂用量单位：g/t
1800
铜精矿铅精矿
图2 铜铅分离闭路流程
注：Na
2
S iO3：Na2S O3：C MC =2:6:1
表6 铜铅分离闭路流程结果%
产品产率
品位回收率
Cu Pb Zn Cu Pb Zn
铜精矿30.51 28.34 7.28 6.01 93.89 4.87 28.12 铅精矿69.49 0.81 62.38 7.38 6.11 95.13 71.82
铜铅混精100.00 9.21 45.57. 6.52 100.00 100.00 100.00 2．5选锌粗选试验
采用硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂,石灰作抑制剂抑硫浮锌。经调优试验,确定锌粗选的适宜条件为:硫酸铜400 g/ t ,丁黄药80g/ t, 2号油30 g/ t,矿浆pH为12.5。在此条件下,可获得含Zn 51. 24%、含Pb 0. 24%、含Cu 0. 12%、Zn回收率78. 36%的锌粗精矿。
3 全流程闭路试验及结果分析
在上述试验的基础上，进行了铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的全流程闭路试验,闭路流程铜铅混选为一粗二扫二精,铜铅分离为一粗二扫二精,选锌为一粗三扫二精，中矿循序返回,结果见表6 。
表小型闭路试验结果%
产品产率
品位回收率
Cu Pb Zn Cu Pb Zn
铜精矿 1.32 28.54 7.05 5.83 65.62 5.54 1.85
铅精矿 2.51 0.89 55.69 6.74 4.06 83.21 4.08
锌精矿7.38 0.56 0.73 51.09 7.51 3.21 90.87 尾矿88.79 0.14 0.15 0.15 22.81 8.04 3.20 原矿100.00 0.55 1.68 4.15 100.00 100.00 100.00 闭路试验获得Cu品位28. 54%、Cu回收率65.62 %的铜精矿, Pb品位55.69%、Pb回收率83. 21%的铅精矿和Zn品位51.09%、Zn回收率90.87%的锌精矿。
4 结论
（1）针对该矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,混合浮选以乙硫氮+苯胺黑药为捕收剂、ZnSO4 +Na2 SO3为抑制剂, 并控制矿浆pH值在11.5左右，实现
铜铅矿物与锌硫矿物的分离。
（2）应用无毒的水玻璃、亚硫酸钠和羧甲基纤维素组合抑制剂，替代了氰化物和重铬酸钾，成功的实现了铜铅分离，有利于环境保护。
参考文献
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