云南某铜铅锌多金属硫化矿石浮选试验

王晓慧 梁友伟 张丽军

(1.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都 610041；2.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都610041)

云南某铜铅锌多金属硫化矿石浮选试验

王晓慧1,2梁友伟1,2张丽军1,2

(1.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都 610041；2.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都610041)

云南某铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌含量分别为0.58%、0.75%、3.01%，有害元素砷含量低。为开发利用该矿石，对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下，以硫代硫酸钠、腐殖酸钠、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫酸锌为锌矿物抑制剂、乙基黄药为捕收剂进行铜铅混合优先浮选，铜铅混合精矿以石灰为pH调整剂、EMY-306为抑制剂、Z-200为捕收剂进行铜铅分离，铜铅混浮尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂进行锌浮选，获得的铜精矿铜品位为26.09%、回收率为71.25%，铅精矿铅品位为48.82%、回收率为69.21%，锌精矿锌品位为49.80%、回收率为87.78%。试验取得了较好的分选指标，为该矿石资源的开发利用提供了技术依据。

多金属硫化矿 铜铅混合浮选 铜铅分离

铜铅锌多金属矿石的分选一直是国内外选矿研究的难题之一[1-3]，这类矿石组成复杂，各矿物致密共生，分离困难[4-9]。云南某铜铅锌多金属硫化矿石有用矿物嵌布粒度细、共生关系密切，矿石性质复杂，为给该资源的开发利用提供技术依据，对其进行了选矿工艺研究。

1 矿石性质

1.1 矿石成分分析

云南某铜铅锌多金属矿石中金属矿物主要为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤褐铁矿，其次为黄铁矿、磁黄铁矿及磁铁矿，另含有少量的毒砂和辉铜矿；脉石矿物主要为辉石、黑柱石、绿泥石、方解石，其次为石英、云母、绿帘石等。矿石主要化学成分分析结果见表1。

从表1可知：矿石属低品位铜铅锌多金属矿，铜、铅、锌含量分别为0.58%、0.75%、3.01%；伴生贵金属元素银含量较高，为12.2 g/t；铁含量较高，为17.28%；有害元素砷含量低。

表1 矿石化学成分分析结果

Table 1 Main chemical composition analysisresults of the ore

%

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

1.2 主要矿物的产出特征

黄铜矿在矿石中多沿浅色条带、裂隙、矽卡岩体内带呈细脉状、浸染状产出，部分包裹于磁黄铁矿、磁铁矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿中，少量与磁铁矿连生或被黄铁矿反包裹，部分与磁铁矿、黄铁矿连生。

闪锌矿多数呈浸染状、细脉状、条带状、团包状分布于脉石矿物间，与黄铜矿存在包裹与反包裹、连生现象，少量包裹于黄铁矿中。

方铅矿主要呈浸染状、细脉状分布于脉石矿物间，部分包裹于闪锌矿、黄铜矿、磁铁矿中或沿黄铜矿边缘分布。

2 试验结果与讨论

根据矿石中各有用矿物的组成、粒度及嵌布关

系，在探索试验的基础上，确定采用铜铅混合浮选—铜铅分离—抑硫浮锌原则流程进行选别。

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验流程见图1，试验结果见表2。

图1 磨矿细度试验流程

Table 2 Test results for different grinding fineness

%

从表2可以看出：随着磨矿细度的提高，铜铅混合粗精矿中铜、铅品位变化不明显；铜回收率先小幅升高，后趋于稳定，铅回收率逐渐升高；锌粗精矿锌品位逐渐升高。综合考虑试验指标及生产成本，确定磨矿细度为-0.074 mm占85%。

2.2 铜铅混合粗选

铜铅混合粗选条件试验流程见图2。

图2 铜铅混合浮选条件试验流程

2.2.1 硫代硫酸钠用量试验

在腐殖酸钠用量为200 g/t、硫酸锌为3 000 g/t、乙基黄药为10 g/t条件下，进行硫代硫酸钠用量试验，结果见图3。

图3 硫代硫酸钠用量试验结果

图3表明：随着硫代硫酸钠用量的增加，混合粗精矿铜品位先小幅升高后降低，铜、铅回收率变化不明显；锌含量随硫代硫酸钠用量增加逐渐降低。综合考虑，确定适宜的硫代硫酸钠用量为500 g/t。

2.2.2 腐殖酸钠用量试验

在硫代硫酸钠用量为500 g/t、硫酸锌为3 000 g/t、乙基黄药为10 g/t条件下，进行腐植酸钠用量试验，结果见图4。

图4表明：随着腐植酸钠用量的增加，混合粗精矿铜、铅品位变化不明显，铜、铅回收率均呈先升高后降低的趋势，锌品位和回收率均逐渐降低。综合比较，确定腐植酸钠用量为200 g/t。

2.2.3 硫酸锌用量试验

在硫代硫酸钠用量为500 g/t、腐殖酸钠为200 g/t、乙基黄药为10 g/t条件下，进行硫酸锌用量试验，结果见图5。

图4 腐殖酸钠用量试验结果

图5 硫酸锌用量试验结果

图5表明：随硫酸锌用量的增加，混合粗精矿中铜品位变化不明显，铅品位先小幅升高后降低；铜、铅回收率均逐渐提高；锌品位呈先降低后升高的趋势。综合比较，确定硫酸锌用量为2 000 g/t。

2.2.4 乙基黄药用量试验

在硫代硫酸钠用量为500 g/t、六偏磷酸钠为100 g/t、腐殖酸钠为200 g/t、硫酸锌为2 000 g/t条件下，进行乙基黄药用量试验，结果见图6。

图6 乙基黄药用量试验结果

图6表明：随着乙基黄药用量的增加，混合粗精矿中铜、铅品位均先小幅降低后趋于稳定，铜、铅回收率均逐渐提高，锌品位逐渐提高。综合比较，确定乙基黄药用量为30 g/t。

2.3 铜铅分离条件试验

铜铅分离常采用浮铜抑铅工艺，以往多以对铅矿物抑制效果较好的重铬酸盐及其组合药剂为铅抑制剂，但重铬酸盐对环境危害较大，故本研究采用有机抑制剂EMY-306为铅矿物抑制剂进行铜铅分离浮选。经探索，以石灰为调整剂、Z-200为捕收剂对1粗4精1扫获得的铜铅混合精矿进行铜铅分离，试验流程见图7。石灰用量条件试验结果见图8(药剂用量均对原矿计)。

图7 铜铅分离条件试验流程

图8 石灰用量对铜精矿指标的影响

图8表明：随着石灰用量的增加，铜精矿铜品位先提高后降低，铜回收率小幅升高；铅品位和回收率均先降低后升高；石灰用量为100 g/t时，铜精矿中铅含量达到最低，铜矿物与铅矿物的分离效果最佳。因此，确定石灰用量为100 g/t。

2.4 锌浮选条件试验

在探索试验的基础上，确定以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂对经1粗4精1扫获得的铜铅混合浮选尾矿进行锌浮选，试验流程如图9所示。硫酸铜用量试验结果如图10所示(药剂用量均对原矿计)。

图10表明，随着硫酸铜用量的增加，锌粗精矿锌品位和回收率均逐渐提高，但提高幅度逐渐减小。综合比较，确定硫酸铜用量为400 g/t。

2.5 闭路试验

在条件试验及开路试验的基础上，确定采用图11流程进行铜铅锌分离浮选的闭路试验，结果见表3。

图9 锌粗选条件试验流程

图10 硫酸铜用量对锌粗精矿指标的影响

图11 闭路试验流程

Table 3 Results of closed-circuit test

%

由表3可见：闭路试验获得的铜精矿含铜26.09%、回收率为71.25%，铅精矿含铅48.82%、回收率为69.21%，锌精矿含锌49.80%、回收率为87.78%。铜、铅、锌均得到了较好的分离。

3 结 论

(1)云南某铜铅锌多金属硫化矿石中金属矿物主要为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤褐铁矿；铜、铅、锌含量分别为0.58%、0.75%、3.01%；伴生贵金属元素银含量较高，为12.2 g/t；有害元素砷含量低。黄铜矿在矿石中多沿浅色条带、裂隙、矽卡岩体内带呈细脉状、浸染状产出；闪锌矿多数呈浸染状、细脉状、条带状、团包状分布于脉石矿物间；方铅矿主要呈浸染状、细脉状分布于脉石矿物间。

(2)在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下，采用铜铅混合优先浮选—混合精矿铜铅分离—混浮尾矿浮锌工艺流程进行分选，获得的铜精矿铜品位为26.09%、回收率为71.25%，铅精矿铅品位为48.82%、回收率为69.21%，锌精矿锌品位为49.80%、回收率为87.78%，实现了铜铅锌的有效分离。

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(责任编辑 王亚琴)

Study on the Floatation of a Copper-Lead-Zinc Poly-metallicSulfidation Ore from Yunnan Province

Wang Xiaohui1,2Liang Youwei1,2Zhang Lijun1,2

(1.InstituteofMultipurposeUtilizationofMineralResources，ChineseAcademyofGeologicalSciences，Chengdu610041,China;2.MetalMineralResourcesUtilizationTechnologyResearchCenter，ChineseGeologicalSurvey，Chengdu610041,China)

There is 0.58% copper,0.75% lead,and 3.01% zinc in a poly-metallic sulfide ore from Yunnan,with low content of harmful element arsenic.Beneficiation experiments were conducted on the ore to develop and utilize the ore.The results indicated that,at the grinding fineness of 85% passing 0.074 mm,with sodium thiosulfate,sodium hexametaphosphate,and humic acid as gangue inhibitors,sulfide zinc sulphate as zinc mineral inhibitor,and ethyl xanthate as collector via copper and lead bulk preference flotation,separation of copper from lead for bulk concentrate using slime as pH modifiers,EMY-306 as gangue inhibitors,Z-200 as collector,zinc flotation using copper sulfate as the activator,butyl xanthate as collector,copper concentrate with 26.09% Cu and recovery of 71.25%,lead concentrate with 48.82% Pb and recovery of 69.21%,and zinc concentrate with 49.80% Zn and recovery of 87.78% are obtained respectively.Good beneficiation test results had been obtained,which provide technique basis for reasonably recovery of the resource.

Polymetallic sulphide ore，Cu-Pb bulk flotation，Cu-Pb flotation separation

2015-07-04

王晓慧(1985—)，女，工程师。

TD923+.7

A

1001-1250(2015)-10-080-05