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云南永平县水泄-厂街铜钴矿铜钴的赋存状态与选矿工艺学徐昭啟【摘要】Shuixie-Changjie copper-cobalt mine is a typical copper and cobalt sulfide deposit in Yunnan. The occurrence of Cu and Co has been studied by rock-mineral identification and beneficiation test. Copper occurred in independent minerals while no independent cobalt minerals occurred. The complex structure of copper minerals and cobalt minerals brings about difficulty to beneficiation of the ore. Process mineralogy research would be a guide for industrial beneficiation of the ore.%云南永平县水泄-厂街铜钴矿是云南一典型的铜钴硫化矿床.通过岩矿鉴定和选矿试验查定了铜钴的赋存状态,矿床铜矿物呈独立矿物存在,钴矿物未见独立矿物存在.铜矿物和含钴矿物之间结构具复杂多样性,给选矿工艺带来较大困难.矿石选矿工艺学研究对工业选矿有指导意义.【期刊名称】《云南冶金》【年(卷),期】2012(041)003【总页数】5页(P5-9)【关键词】铜钴矿床;选矿工艺学;铜钴的赋存状态【作者】徐昭啟【作者单位】云南省有色地质局三一○队,云南大理671000【正文语种】中文【中图分类】P57云南永平县水泄－厂街铜钴矿区位于兰坪－思茅盆地西缘，澜沧江汇聚带东侧的构造强烈活动带上。
三叠纪末的印支期，保山微板块与兰坪－思茅微板块碰撞，形成澜沧江逆冲断裂带，燕山－喜山期挤压增强，整个盆地抬升，形成北北西向的线状构造。
３．２岩矿鉴定矿石结构：半自形晶粒状结构、他形填隙结构、浸蚀结构、骸晶结构、乳滴状结构、压碎结构半自形晶粒状结构：黄铁矿呈半自形晶粒状分布于脉石矿物间隙或裂隙．他形填隙结构：闪锌矿、方铅矿、黄铜矿呈他形粒状分布于黄铁矿晶隙及裂隙中．浸蚀结构：方铅矿、闪锌矿及黄铜矿沿黄铁矿项目硫化锌氧化锌总量原生矿含量（%） 1.8680.942 2.81分布率（%）66.4833.52100.00氧化矿含量（%） 2.590.565 3.155分布率（%）82.0917.91100.00表３Ｖｏｌ．２８Ｎｏ．１２Ｄｅｃ．２０１２赤峰学院学报（自然科学版）ＪｏｕｒｎａｌｏｆＣｈｉｆｅｎｇＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ（ＮａｔｕｒａｌＳｃｉｅｎｃｅＥｄｉｔｉｏｎ）第２８卷第１２期（上）２０１２年１２月1前言内蒙古某矿山多金属矿石中有回收利用价值的元素较多，为了最大限度地回收这些有用元素，对该矿石进行了较系统的选矿研究工作．该矿山矿体裂隙较为发育，埋深在１２０米以上的矿体不同程度地被氧化，矿体较为破碎，从采出矿石的外观可以直接得到判断．由于该矿区矿体表面覆盖厚度１—２米厚度不等的铁锰矿，在矿体埋深１２０米以上部分采出的矿石表面多呈铁红色．埋深在１２０米以下的矿体氧化程度逐渐减弱，本文着重讨论埋深在１２０米以下氧化程度较弱的原生矿石的选矿方法．2多金属硫化矿石多元素分析结果见表1由以上多元素分析结果看，Ａｕ、Ａｇ、Ｐｂ、Ｚｎ、均某矿山复杂多金属硫化矿石选矿综合回收技术探讨腾占民（烟台金元矿业机械有限公司，山东烟台２６４６７０）摘要：针对内蒙古某矿山多金属硫化矿中有回收利用价值的元素，使用不同的选矿方法加以回收，找出处理这种矿石较直接有效的选矿方法来指导实际生产．关键词：多金属硫化矿石；有回收利用价值元素；浮选；氰化；浸渣中图分类号：Ｐ５７９文献标识码：Ａ文章编号：１６７３－２６０Ｘ（２０１２）１２－０１４２－０３元素Au Ag Pb Zn Cu S Mn含量（%g/t） 2.041300.62 3.320.03 3.36 6.47元素As SiO2CaO MgO Al2O3K2O Na2O含量（%g/t）0.01362.57 1.420.92 4.110.990.93表１有回收价值，其中Ａｕ、Ａｇ价值最大，为主回收金属，Ｐｂ、Ｚｎ、次之，Ａｓ等有害成分含量较低．3物相分析及岩矿鉴定３．１物相分析３．１．１铅物相分析结果如下（见表２）：３．１．２锌物相分析结果如下（见表３）：项目硫化铅硅酸铅碳酸铅铁铅矾总量原生矿含量（%）0.2360.0380.0680.2960.638分布率（%）36.99 5.9610.6646.39100.00氧化矿含量（%）0.1220.030.030.4260.608分布率（%）20.07 4.93 4.9370.07100.00表２１４２－－边缘或裂隙交代黄铁矿呈港湾状．骸晶结构：黄铁矿晶体被闪锌矿或方铅矿交代呈骸晶状．乳滴状结构：黄铜矿呈乳滴状分布于闪锌矿中，为固溶体分离形成．压碎结构：黄铁矿由于受理作用被压碎，裂隙发育．矿石构造：浸染状构造浸染状构造：矿石中金属矿物呈浸染状分布．金属矿物：黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、自然金黄铁矿：淡黄色反射色，高反射率，均质性．半自形粒状分布，分布较均匀，黄铁矿颗粒粗细不等，粒径一般为：（０．２－１．５ｍｍ个别可达５ｍｍ），由于受力作用，有的被压碎，裂纹发育，裂隙中充填方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等，被方铅矿、闪锌矿、黄铜矿交代呈港湾状或骸晶状．含量：（５％）黄铜矿：铜黄色反射色，低硬度，弱非均质性．主要以两种形态赋存．１、他形粒状分布于非金属矿物晶隙及黄铁矿裂隙中．粒度稍粗，粒径：（０．１－０．６ｍｍ）分布不均匀．２、呈乳滴状分布于闪锌矿中，为固熔体分离形成乳滴状结构，粒径：（０．０１－０．０２ｍｍ）．含量：（１％）方铅矿：亮白色反射色，均质性，具特征的黑三角孔．他形粒状分布，与黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿呈不等粒不规则毗连．粒径：（０．１－０．５ｍｍ）．有的被闪锌矿交代呈港湾状或残余状，有的沿黄铁矿裂隙充填交代黄铁矿，分布不均匀．含量：（２％）闪锌矿：灰色反射色，，均质性．他形粒状分布于石英间隙或黄铁矿裂隙，分布不均匀，粒径：（０．０５–１．５ｍｍ）．与黄铁矿、方铅矿及黄铜矿呈不等粒不规则毗连，有的交代方铅矿，有的与黄铜矿呈固熔体分离结构．含量：（４％）自然金：金黄色反射色，低硬度，均质性．在光片中见到１粒，其形态、粒度及赋存状态如下（见表４）：未见银矿物赋存，可能在方铅矿中以类质同相形式存在．非金属矿物：石英、碳酸盐石英：柱粒状分布，表面较干净．含量：（７０％）碳酸盐：他形粒状或细脉状分布，高级白干涉色，闪突起．含量：（３％）由以上物相分析和岩矿鉴定结果可知：无论是原生矿还是氧化矿矿石中金属矿物呈细脉、浸染状分布，可回收金属矿物嵌布粒度较细，其中Ｚｎ金属大部分以纤维锌状态存在，无论是原生矿还是氧化矿其氧化程度都很高．Ａｕ、Ａｇ与铅矿物伴生密切，与Ｓ次之．该矿石中砷含量只有０．０１３％，无论是浮选法还是氰化法处理该矿石砷的影响都极其微弱，如用氰化法处理该矿石浮选精矿，砷在精矿中的含量亦很低，其负面影响亦在可控范围之内．4多金属硫化矿石选矿工艺探讨从矿石多元素分析和物相分析结果看，该矿石属多金属银、金矿石，铅、锌属有回收价值的伴生金属．从传统的银、金矿石特别是金矿石选矿方法中，我们较容易想到氰化法，即炭浆法、炭浸法，或全泥氰化锌粉置换法，铅锌可从浸出渣中用浮选法回收．还有一点我们要注意，该矿石含银较高，金银含量比达到１：６０，在氰化法中如使用炭浆或炭浸法如此高的含银量不可行．如果采用全泥氰化锌粉置换来处理该矿石，无论从理论上还是实际操作上都是可行的，但银的回收率仍不高，而且含氰污水和尾渣会污染地表环境和地下水，另外浸渣还要进行铅锌的回收，由于氰化物是方铅矿和闪锌矿的有效抑制剂，浮选铅锌要对尾渣进行脱药处理，需要控制的环节和投入的设备多，流程较为复杂，指标不好控制．从岩矿鉴定结果我们得知，矿石中金、银与铅、硫关系密切，可以用铅、锌为载体矿物，用浮选法处理该矿石，铅锌硫化物浮选工艺是成熟工艺，而且生产中广泛采用，较氰化法建厂投资小、选矿成本低，审批手续相对简单，成熟的操作工人好找．其缺点是不能出成品金、银，富集在硫化物精矿中的金、银在销售中要折价，但浮选法省去了解析、电解环节，由于无成品金银，管理陈本也随之降低．上世纪八十、九十年代氰化法风靡一时，还与国家直接控制金银流通，金银产品不能实现自由市场交易有关．另外财务部门通过对氰化法和浮选法生产成本和产品销售环节进行详细分析，两种生产工艺其最后产品利润相当．综上所述，采用浮选法处理该矿石更为可行．序号粒径（mm）粒级形态赋存状态10.04×0.03中粒浑圆粒状黄铁矿包体表４１４３－－条件产品名称产率（%）品位(%g/t)回收率（%）Au Ag Pb Zn Au Ag Pb Zn-200目70%Pb精矿0.78129.5700042.89.7349.7642.4151.66 2.19 S精矿 4.3113.41245 4.37 5.2628.4141.6829.14 6.55 Zn精矿 1.76 5.06317 1.2351.37 4.39 4.34 3.3426.13尾矿93.150.38160.11 2.4217.4411.5715.8665.13原矿100.00 2.03128.70.65 3.46100.00100.00100.00100.00表５5浮选工艺流程及选矿指标采用优先浮选铅、硫，尾矿选锌流程．根据金、银与铅、硫伴生密切，使金银最大限度地富集在铅精矿、硫精矿中．根据磨矿粒度试验，当磨矿细度达到－２００目７０％时，可获得较好当浮选指标．采用优先浮选铅、硫，尾矿选锌流程．具体为：一次粗选、两次扫选、三次精选，用硫酸锌和亚硫酸钠做为锌的抑制剂，捕收剂用丁基黄药和丁铵黑药，起泡剂用２号油，石灰做为铅、硫分离时硫的抑制剂，可得到含金、银的铅精矿、硫精矿．铅硫尾矿用硫酸铜做活化剂，采用一次粗选、两次扫选、三次精选，捕收剂用丁基黄药和丁铵黑药，起泡剂用２号油，浮选锌，得到锌精矿．闭路浮选指标见表５：闭路浮选流程见图１6选矿流程及指标分析采用优先浮选铅、硫，并以铅、硫做载体回收金银，铅、硫分离可得铅精矿和硫精矿，铅精矿含铅在４２％以上，可作为成品出售，金含量达到１２９．５ｇ／ｔ，银含量达到７０００ｇ／ｔ．硫精矿含硫达到４２％，在金银计价同时达到了硫精矿的成品要求．尾矿活化选锌，锌精矿含锌达到５０％以上，符合锌精矿成品要求，由于原矿中Ａｓ等有害杂质含量很低，以上精矿杂质含量均不超标．7结束语还有一点我们应注意，锌精矿中含金５．０６ｇ／ｔ，含银３１７ｇ／ｔ，在锌精矿销售时其中的金银基本不计价，由于锌在该矿石中属难选矿物，回收率只有２６．１３％，产率很小，在不同时间段内做好经济技术分析，如果锌精矿中金银价值与锌价值相当或超过锌，我们不妨取消这种产品，让锌精矿这部分金银富集到铅或硫中．实际上我们能得到合格的硫精矿，但有时这种产品滞销或价格很低，在这种情况下我们不妨考虑混选工艺，只出一种混合精矿，金、银、铅可以计价销售，这样可大大简化浮选流程和浮选药剂，减少药剂消耗、减少操作岗位、减少电力消耗，大幅降低选矿成本，提升产品利润空间．———————————————————参考文献：〔1〕东乃良，李风楼.选矿手册（第八卷第一分册）[M].冶金工业出版社出版，1989.〔2〕高连第.张家沟银金矿石可选性研究[M].烟台金元矿业机械有限公司选冶实验室，2009.〔3〕冶金工业部有色金属总公司无机化学编写组.无机化学（下册）[M].高等教育出版社，1987.〔4〕于继燮.贵金属冶金学[M].冶金工业出版社，1984.〔5〕C.W.Ammen.贵金属回收与精炼[M].沈阳黄金学院出版社，1989.图１１４４－－。
・２６・ 有色金属（选矿部分） ２０１０年第２期 云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究 洪家薇，周强 （昆明冶金研究院，昆明６５００３１）
摘 要：对云南某复杂多金属硫化矿进行了工艺矿物学研究和浮选流程工艺研究，为选矿厂建设提供了合理的流 程和工艺条件。通过试验确定合理的工艺流程和药剂条件，实现无氰浮选，在不采用Ｋ２Ｃｒ２０，的情况下，成功地进行了 铜、铅分离。获得的试验指标：铜精矿含铜２７．６５％、铅２．６１％、锌６．１５％、铜回收率６８．４７％，铅精矿含铅５１．４５％、铜 ０．５１％、锌３．９９％、铅回收率９２．１０％，锌精矿含锌４６．９４％、铜０．１９％、铅０．４７％、锌回收率８５．７６％。 关键词：多金属硫化矿；部分混浮流程；无氰浮选 中图分类号：ＴＤ９５２．１；ＴＤ９５２．２ 文献标识码：Ａ 文章编号：１６７１—９４９２（２０１０）０２—００２６－０５
云南某多金属硫化矿是含有铜、铅、锌、硫等 多种金属元素的复杂多金属硫化矿。能否有效地分 离、回收各种金属元素是矿石开发建设的重要前 提，为此，对该矿石进行选矿工艺研究，以寻找分 选该矿石有效、合理的选矿流程和工艺条件。 经 各种浮选流程和工艺研究，确定了分选该矿石合理 的工艺流程和药剂条件，获得了较好的选别指标， 实现了无氰浮选，在不采用Ｋ ｃｒ２ｏ 的情况下，成 表１ Ｔａｂｌｅ １ 功地进行了铜、铅分离。 １ 原矿性质 １．１原矿多元素分析 原矿多元素分析结果见表１。 １．２原矿铜、铅、锌物相分析 原矿铜、铅、锌物相分析结果见表２、表３、 表４。
原矿多元素分析结果 Ｍｕｌｔｉ－ｅｌｅｍｅｎｔ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｒｕｎ－ｏｆ－ｍｉｎｅ ｏｒｅ ％
注：金、银的单位为ｇ＾ 表２ 铜物相分析结果 表４ Ｔａｂｌｅ ２ Ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｐｈａｓｅ ｏｆ ％Ｔａｂｌｅ ４ 化学相原生硫化铜次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜全铜
１Ｉ３原矿工艺矿物学研究 原矿ｘ射线衍射分析结果表明，矿石中的主 收稿日期：２００９一ｌｌ一２６ 作者简介：洪家薇（１９５７一），女，四川成都人，高级工程师。 锌物相分析结果 Ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｚｉｎｃ ｐｈａｓｅ ｏｆ ％ 要矿物有黄铁矿、石英、白云石、闪锌矿、纤锌 矿、方铅矿、黄铜矿、斜长石、磁黄铁矿、赤铁 矿、白云母、绿泥石等。矿石的矿物组成及含量见 表５。 在矿样中最大的方铅矿斑块，直径可达近ｌｃｍ， 但一般均为０．３～０．５ｍｍ，呈不规则状。常呈它形粒 状在黄铁矿、磁黄铁矿中充填，呈斑状、短脉状充 ２０１ ０年第２期 洪家薇等：云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究 ・２７． 表５ 样品的矿物组成及含量 Ｔａｈ ｅ ５ Ｔｈ ？ｉｎｅｒａ ｃ。ｍｐ０ｓｉ ｉｏｎ ａｎｄ ｃ。ｎ ｏｆ ｈ ｅ ２ 选矿试验研究 ｓａｍｐｌｅｓ ％
填产出，颗粒直径为０．００３～０．５ｍｍ。方铅矿一 般产于块状构造和稠密浸染状构造岩石，和闪 锌矿、黄铜矿嵌布于黄铁矿、磁黄铁矿中。也 有少部分和黄铁矿、磁黄铁矿连生嵌布于石英 脉石中，呈脉状、网脉状产出，呈稀疏浸染状 构造。也有部分方铅矿中包裹有黄铁矿、磁黄 铁矿。 闪锌矿一般颗粒直径为０．００１～０．５ｒａｍ，和方铅 矿、黄铜矿共生、连生，与黄铜矿共生、连生交代 紧密，产于黄铁矿、磁黄铁矿中，呈脉状、网脉 状、节状分布。在闪锌矿附近，有时见有较多的薄 膜状白色、无色方解石，有时也可以和方铅矿斑点 共生产出。闪锌矿在块状构造的矿石中与黄铁矿互 呈不规则花斑状产出，在闪锌矿中见有方铅矿斑 块、斑点大小不一；在浸染状构造矿石或脉状矿石 中，闪锌矿常与黄铁矿细脉共生，在黄铁矿、磁黄 铁矿的边缘，呈小斑状、细脉状。在大的闪锌矿斑 块中会出现方铅矿、黄铜矿斑点，有的边部出现方 铅矿、黄铜矿细脉、短脉。 黄铜矿是矿石中主要的铜矿物，呈它形晶小 斑状聚合体，在块状矿石中与铅锌矿、黄铁矿、 磁黄铁矿问呈散粒分布，粒度变化大。在脉状矿 石中黄铜矿和石英关系密切，在石英脉中常呈斑 点状、花斑状在空洞和裂隙中产出。在钙质脉石 中，黄铜矿沿节理、劈理、片理展布。铜的硫化 矿物呈细网脉状、网脉状嵌布在黄铁矿中，铜、 锌单矿物粒度粗细不等，部分细小颗粒不足０．０１ｒａｍ。 在黄铜矿中有闪锌矿微粒的包裹嵌布，而在闪锌 矿边沿及颗粒中也有黄铜矿交代连生或呈微粒的 包裹嵌布。它们的粒度分布不均，但…・般均在 ０．００３～０．０２ｍｍ ２．１浮选流程试验研究 混合浮选流程：原矿磨到７５％一７４ｐ￣ｍ后，粗、 扫选均加入ＣｕＳＯ 、丁基黄药、７３０Ａ，采用一次粗 选、三次精选、一次扫选流程浮选出铜铅锌混合精 矿及中矿（精选为空白精选），丢弃尾矿。混合精 矿磨至９０％一７４ｔｘｍ，用活性炭和Ｎａ２ｓ脱药，加入 Ｎａ２ＳＯ，＋ＺｎＳＯ 抑制锌矿物，乙基黄药作捕收剂， ７３０Ａ作起泡剂，用一次粗选、一次扫选流程进行 铜、铅矿物和锌矿物的分离，精矿和中矿为铜铅混 合精矿，尾矿为锌精矿； 铜铅混合精矿用活性炭 脱药后，用Ｋ：Ｃｒ２０ 作抑制剂，７３０Ａ作起泡剂，抑 铅浮铜进行铜铅分离得到铜精矿和铅精矿。混合浮 选流程开路试验获得的试验指标见表６。 表６ 浮选流程探索试验指标 Ｔａｂｌｅ ６ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｉｎｄｅｘ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ％ 铜精矿０．６９ ２７．４８ ３．８５ ５．０２ ４３．０９ ０．８０ ０．８３ 鄙 铅精矿 ４．７９ ０．５３ ４８．９５ ５．６２ ５．７８ ７０．８３ ６．４６ 混合铜铅混浮中矿合计２．８７ ０．７９ ７．３９ １３．８２ ５．１５ ６．４１ ９．５１ 浮选 锌精矿 ５．７６ ２．１７ ６．６９ ４８．６１ ２８．４１ １１．６４ ６７．１４ 流程 浮锌中矿合计 ９．７８ ０．３３ １．９８ ３ ８９ ７．３４ ５．８５ ９．１２ 尾矿 ７６．１ １ ０．０６ ０．１９ ０．３８ １０．２３ ４．４７ ６．９４ 给矿 １００．０ ０．４４ ３．３１ ４．１７ １００．０ １００．０ １００．０ 铜精矿０．７５ ２４．９４ ３．６５ ６ ７８ ４２．５１ ０．８１ １．２０ 铅精矿 ５．７ １ ０．４２ ４２．８６ ６．３２ ５．４５ ７ １．９８ ８．５５ 竺 锌精矿１ ２．６２ ０．５８ ３．０４ ４７．４０ ３．４５ ２．３４ ２９．４３ 铜铅锌混浮中矿合计３．３４ ０．５４ ７．７５ ８．７６ ４．０９ ７．６１ ６．９３ … 锌精矿２ ３．５５ ２．７４ ７．２４ ４５．５２ ２２．１ ｌ ７．５６ ３８．２９ 浮锌中矿合计１０．５１ ０．４６ １．４６ ２．９９ １０．９９ ４．５１ ７．４５ 尾矿 ７３．５２ ０．０７ ０．２４ ０．４７ １ １．４０ ５．１９ ８．１５ 给矿 １００．０ ０．４４ ３．４０ ４．２２ １ ００．０ １００．０ １００．０ 部分混合浮选流程：原矿磨到８０％一７４ｔｘｍ，粗 选加入Ｎａ２ＳＯ３ ２０００￣ｔ、ＺｎＳＯ４ ４０００＃ｔ抑制锌矿 物，加入乙基黄药７Ｏ 作捕收剂，７３０Ａ ２４．ｇ／ｔ作 起泡剂，扫选加入Ｎａ２ＳＯ ７５０￣ｔ、ＺｎＳＯ４ １５００＃ｔ抑 制锌矿物，加入乙基黄药３Ｏ 作捕收剂，采用一 次粗选、一次精选、一次扫选流程（精选为空白精 选）进行铜铅混合浮选得到铜铅混合精矿。铜铅混 ・２８・ 有色金属（选矿部分） ２０１０年第２期 合精矿用活性炭脱药后，加人Ｋ Ｃｒ２０ ３００￣ｔ抑制 铅矿物，再加人７３０Ａ １２ｇ／ｔ作起泡剂，进行铜铅 分离，得到铜精矿和铅精矿。铜铅混合浮选尾矿 采用一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到 锌精矿，锌粗选ＣｕＳＯ 用量为３ｏｏ￣ｔ，丁基黄药用 量为７０＃ｔ，７３０Ａ用量１２ｇ／ｔ，两段精选分别加入 ＣａＯ７００ｇ／ｔ和６００ｇ／ｔ，扫选ＣｕＳＯ 用量为ｌＯ０＃ｔ，丁 基黄药用量为２０＃ｔ。部分混合浮选流程开路试验 指标见表６。 等可浮流程：原矿磨到８０％一７４１￣ｍ后，采用 一次粗选、一次精选、一次扫选流程（粗选加入乙基 黄药８０２０￣ｔ，７３０Ａ ２４ ，扫选加入乙基黄药３０ ， 将可浮性相同的硫化铜矿、硫化铅矿、硫化锌矿全 部浮起得到铜铅锌混合精矿，尾矿加入ＣｕＳＯ 活化 可浮性较差的锌矿物，用丁基黄药作捕收剂，采用 一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到部分 锌精矿。铜铅锌混合精矿用Ｎａ：Ｓ及活性炭脱药后， 加入Ｎａ２ＳＯ，＋ＺｎＳＯ 抑制硫化锌矿物，用乙基黄药 作捕收剂，采用一次粗选、一次精选流程分选得到 铜铅精矿和另一部分锌精矿，铜铅精矿用活性炭脱 药后，加入ＫＲＣｒ２０ 抑制铅矿物，进行铜铅分离得 到铜精矿和铅精矿。等可浮流程开路试验指标见 表６。 从浮选流程探索试验结果分析，混合浮选流程 可在粗磨（７０％一７４１．ｚｍ）的情况下丢弃尾矿，减少 细磨的给矿量，降低磨矿费用，同时在粗磨后经简 短的流程分选就可丢弃尾矿，大大减少进人后续作 业的矿浆量，可大量减少浮选机数量，降低生产成 本，但矿石中的所有目的矿物在混合浮选时都经活 化剂和捕收剂作用，在分离浮选时使硫化锌矿物难 以抑制而进入铜铅精矿，降低了锌回收率。部分混 合浮选流程根据目的矿物可浮性的差异，把可浮性 较差的硫化锌矿物抑制到下一步的浮选作业，将可 浮性较好且相似的硫化铜、硫化铅矿物首先浮起得 到铜铅混合精矿后再分离，该流程顺应了矿物可浮 性的差异，避开了全浮选流程中混合精矿分离时被 活化的硫化锌矿物难以抑制而进入铜铅精矿，造成 锌在铜铅精矿中的损失，难得到较好的选别指标， 浮选流程相对简单。等可浮流程也是根据矿物可浮 性的差异进行分离，但该流程较长，浮选操作难度 大，生产成本相对较高。根据试验结果及上述流程 分析，确定选用部分混合浮选流程。 ２．２部分混合浮选流程试验及结果 ２．２．１开路探索试验 原矿中铜矿物在磨矿过程产生的铜离子引起闪 锌矿的活化，使闪锌矿可浮性变好而难以抑制，在 浮选过程中进人铜铅精矿中，降低铜铅精矿品位， 也增加锌在铜铅精矿中的损失。探索试验的主要目 的是寻找能较好地抑制闪锌矿的抑制剂和选择性好 的捕收剂，以降低锌在铜铅混合精矿中的损失。 通常，浮选铜、铅、锌多金属矿，为了抑制锌 矿物需加入氰化物。本试验采用多种调整剂和抑制 剂探索试验确定，用石灰抑制黄铁矿和磁黄铁矿， 用硫化钠作调整剂消除铜离子对闪锌矿的活化，用 亚硫酸＋硫酸锌作闪锌矿的抑制剂，能较好地抑制 闪锌矿，实现无氰浮选。试验中发现上述几种药剂 全部加入到磨矿机中，可使铜铅精矿中的锌品位进 一步降低，锌在铜铅精矿中的损失减少，铜铅精矿 品位得到提高。铜铅混选所用捕收剂经乙基黄药、 异丙基黄药、异丁基黄药、２５号黑药、丁基铵黑 药、乙硫氮、ＹＲ一２试验比较，采用混合捕收剂 ＹＲ一２得到的铜铅精矿品位高，铜、铅回收率高， 而锌品位较低，锌损失较小。确定采用ＹＲ一２作铜 铅混选的捕收剂。铜、铅分离经探索研究，铜铅混 合精矿用活性炭脱药后，即使不加铅抑制剂 Ｋ Ｃｒ２０，，也能很好地实现分离，得到高品位的铜精 矿，铅在铜精矿中的损失＜１％。 ２．２．２开路条件试验 开路条件试验是为了揭示各浮选条件对分选指 标的影响。开路条件试验流程：铜铅混选一次粗 选、一次扫选、ｊ次精选，铜、铅分离浮选一次粗 选、一次精选，锌浮选一次粗选、一次扫选、两次 精选。磨矿细度试验结果表明，因原矿中的目的矿 物共生关系密切，且粒度呈粗细不均嵌布，磨矿细 度达到９０％一７４￣ｚｍ后目的矿物才能较好的解离， 各精矿的品位和回收率较高，精矿杂质含量较低， 尾矿中的金属损失较小。铜铅混选粗选作业加入的 ＣａＯ不宜太多，ｐＨ值控制在９左右即可，否则， ｐＨ值过高使锌矿物可浮性变好，使锌在铜铅精矿 中的损失增加；Ｎａ２ｓ用量３００￣ｔ较为合适，过大或 过小都会使铜品位和回收率降低；抑制剂Ｎａ￣ＳＯ。＋ ＺｎＳＯ 的用量２０００＋４０００＃ｔ较为合适，太少不能使 锌得到较好的抑制，过大造成不必要的浪费；混合 捕收剂ＹＲ一２控制在３０ 即可，过大会使锌的损 失增加。铜铅混选扫选作业只需加入１０００＋２０００ ｇｅｔ 的Ｎａ ＳＯ ＋ＺｎＳＯ 和２０ 的ＹＲ一２。为了在下一步 的铜铅混合精矿分离浮选作业中较彻底地脱除吸附 在铅矿物表面的捕收剂，达到铜铅分离的目的，铜
