浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

毛益林 杨进忠 陈晓青 严伟平 王秀芬

(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)

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

毛益林1，2杨进忠1，2陈晓青1，2严伟平1，2王秀芬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)

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%，铜、铅、锌主要以硫化物形式存在，主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密，嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源，在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明，在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下，采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理，可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿，铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿，锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。

银多金属矿 铜铅混合浮选 抑铅浮铜 铜铅分离

随着世界经济的平稳发展，尤其是2000年后新兴经济体国家经济的高速发展，铜、铅、锌、银等各有色金属需求量呈快速增长态势[1-8]。我国虽然是一个有色金属矿产资源种类较齐全的国家，但此类资源大都呈贫、细、杂的特点[9-11]。因此，开展矿产资源的高效综合回收意义重大。

浙江某银多金属矿矿石性质复杂，有用元素种类繁多，高效综合回收其中的有价组分可显著提高该资源的开发利用价值。试验将以矿石工艺矿物学研究结果为基础，开展选矿工艺技术研究，为高效开发利用该多金属资源提供技术支撑。

1 矿石性质

1.1 矿石主要化学成分

矿石主要化学成分分析结果见表1。

表1 矿石主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical analysis result of run-of-mine ore %

成分AgCuPbZnFeAuS含量1530.290.831.418.720.092.98成分SiO2AsCSeScGaGe含量48.540.701.5242.613.611.02.85

注：Ag、Au、Se、Sc、Ga、Ge的含量单位为g/t。

1.2 铜铅锌矿物物相分析

铜、铅、锌矿物物相分析结果分别见表2、表3、表4。

表2 铜物相分析结果

Table 2 Copper phase analysis result %

铜相别含 量分布率原生硫化铜0.23079.31次生硫化铜0.0124.14自由氧化铜0.0196.55结合氧化铜0.0237.93硫酸铜0.0062.07总 铜0.290100.00

表3 铅物相分析结果

Table 3 Lead phase analysis result %

铅相别含 量分布率硫化铅0.68081.93白铅矿中铅0.0627.47铅矾中铅0.0212.53磷氯铅矿中铅0.0293.49其他形态铅0.0384.58总 铅0.830100.00

表4 锌物相分析结果

Table 4 Zinc phase analysis result %

锌相别含 量分布率硫化锌1.27990.71氧化锌0.1077.59硫酸锌0.0010.07其他形态锌0.0231.63总 锌1.410100.00

从表2、表3、表4可知，铜、铅、锌均以硫化矿物为主。

1.3 主要有价金属矿物的嵌布特征

黄铜矿是矿石中的主要含铜矿物，与方铅矿、闪锌矿及毒砂紧密连生，为不规则粒状，粗细极不均匀，最大可达1 mm，最小在0.005 mm以下，一般在0.5～0.01 mm。

方铅矿是矿石中的主要含铅矿物，与闪锌矿、黄铜矿及毒砂紧密镶嵌，为不规则粒状，粒径相差悬殊，最大超过1 mm，最小为0.001 mm。

闪锌矿是矿石中的主要含锌矿物，与黄铜矿、方铅矿及毒砂为紧密连生关系，呈不规则状，粒径一般为1～0.02 mm。

银以独立银矿物形式为主，与其他硫化矿物呈极细粒共生并沿其粒间分布，颗粒粒径多在5 μm左右。

2 试验流程选择

铜、铅、锌等多金属硫化矿的选矿回收目前仍以浮选工艺为主，银主要赋存在铜铅锌矿物中。由于矿石铜、铅、锌品位较低，有用矿物间嵌布关系密切，且呈不规则粒状嵌布，因此考虑采用优先混浮铜铅、后选锌的工艺流程综合回收铜、铅、锌、银矿物。

3 试验结果与讨论

3.1 铜铅混合粗选条件试验

铜铅混合粗选采用1次粗选流程。

3.1.1 磨矿细度试验

铜铅混合粗选磨矿细度试验的矿浆pH调整剂石灰用量为1 500 g/t，抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠为2 000+1 000g/t，捕收剂EMS-01A为80 g/t，试验结果见表5。

表5 磨矿细度试验结果 Table 5 Test results at different grinding fineness %

注：Ag的品位单位为g/t。

由表5可知，当磨矿细度为-0.045 mm含量91.4%时，铜铅混合粗精矿铜、铅、银回收率均较高，而锌品位及回收率变化不大。因此，确定磨矿细度为-0.045 mm占91.4%。

3.1.2 石灰用量试验

石灰用量试验的磨矿细度为-0.045 mm占91.4%，硫酸锌+亚硫酸钠为2 000+1 000 g/t，EMS-01A为80 g/t，试验结果见表6。

由表6可知，当石灰用量为2 000 g/t时，铜铅混合粗精矿铜、铅、银回收率均较高。因此，确定铜铅混浮粗选的石灰用量为2 000 g/t。

表6 石灰用量试验结果

注：Ag的品位单位为g/t。

3.1.3 硫酸锌用量试验

探索试验表明，硫酸锌与亚硫酸钠的用量比为2∶1时抑锌效果较好，因此硫酸锌用量试验固定亚硫酸钠用量为硫酸锌用量之半，试验的磨矿细度为-0.045 mm占91.4%，石灰用量为2 000 g/t，EMS-01A为80 g/t，试验结果见表7。

表7 硫酸锌用量试验结果

注：Ag的品位单位为g/t。

由表7可知，随着硫酸锌用量的增加，铜铅混合粗精矿锌品位和回收率均呈先快后慢的下降趋势。因此，确定硫酸锌用量为2 500 g/t，即铜铅混浮粗选锌抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 500+1 250 g/t。

3.1.4 EMS-01A用量试验

EMS-01A用量试验的磨矿细度为-0.045 mm占91.4%，石灰用量为2 000 g/t，硫酸锌+亚硫酸钠为2 500+1 250 g/t，试验结果见表8。

表8 EMS-01A用量试验结果

注：Ag的品位单位为g/t。

由表8可知，随着EMS-01A用量的增加，铜铅粗精矿铜、铅回收率呈先显著提高后维持在高位的趋势。因此，确定铜铅混浮粗选EMS-01A用量为60 g/t。

3.2 铜铅分离抑制剂试验

铜铅分离浮选中常采用抑铅浮铜工艺，该工艺常以重铬酸盐、磷诺克斯等药剂为铅矿物抑制剂。合适抑制剂及其用量试验的给矿为1粗3精铜铅开路混浮精矿，脱药剂活性炭用量为200 g/t(对原矿，下同)，捕收剂Z-200用量为40 g/t，2#油为20 g/t，试验结果见9。

表9 铜铅分离抑制剂试验铜粗精矿指标

由表9可知，采用磷诺克斯+CMC+水玻璃为浮铜抑铅组合抑制剂，用量为1 080+200+400 g/t时可取得理想的抑制效果。

3.3 锌粗选活化剂硫酸铜用量试验

锌粗选活化剂硫酸铜用量试验的给矿为1粗1扫开路铜铅混浮尾矿，石灰用量为2 000 g/t，EMS001为24 g/t，2#油为8 g/t，试验结果见表10。

由表10可知，硫酸铜用量为400 g/t时，锌粗精矿锌品位和锌作业回收率最高。因此，确定锌粗选的硫酸铜用量为400 g/t。

表10 锌粗选硫酸铜用量试验结果

3.4 浮选闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了闭路流程试验，试验流程见图1，试验结果见表11。

图1 闭路试验流程

Table 11 The result of closed-circuit test %

注：Ag的品位单位为g/t。

由表11可知，采用图1所示的闭路试验流程处理该矿石，可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿，铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿，锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。

4 结 论

(1)浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%，主要有用矿物有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿，原生硫化铜、铅、锌分别占对应金属总量的79.31%、81.93%、90.71%。黄铜矿、方铅矿、闪锌矿及毒砂连生紧密，且均为不规则粒状、粗细不均匀，最大粒均可达1 mm，最小在0.005 mm以下。银以独立银矿物形式为主，与其他硫化矿物呈极细粒共生并沿其粒间分布，颗粒粒径多在5 μm左右。

(2)矿石在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下，采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理，可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿，铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿，锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Beneficiation Experiment Research on a Complex and Refractory Silver-Polymetallic Ore in Zhejiang Province

Mao Yilin1,2Yang Jinzhong1,2Chen Xiaoqing1,2Yan Weiping1,2Wang Xiufen1,2

(1.InstituteofMultipurposeUtilizationofMineralResources，ChineseAcademyofGeologicalSciences，Chengdu610041，China;2.ResearchCenterofMetalMineralResourcesMultipurposeUtilization，ChinaGeologicalSurvey，Chengdu610041，China)

The silver-polymetallic ore in Zhejiang contains 153 g/t silver，0.29% copper，0.83% lead，1.41% zinc.Copper，lead，and zinc exist mainly in form of sulfide.Main valuable minerals，chalcopyrite，galenite，sphalerite，and dalarnite keep closely intergrowth with each other in uneven grain size and irregular shape.In order to high efficiently utilize the ore，beneficiation experiment was carried out based on the process mineralogy.The experiment results indicated that：at the grinding fineness of 91.4% passing 0.045 mm，and by adopting the process of copper-lead bulk flotation with one roughing-four cleaning-one scavenging，rough concentrate through one roughing-two cleaning-two scavenging lead depressing and copper floating，rough tailings through one roughing-four cleaning-two scavenging operation，and middles back to the flow-sheet in turn，copper concentrate with copper grade of 22.47%，silver grade of 1 373 g/t，copper recovery of 69.08%，silver recovery of 8.02%，lead concentrate with lead grade of 40.63%，silver grade of 6 585 g/t，lead recovery of 81.14%，silver recovery of 71.64%，and zinc concentrate with zinc grade of 41.72%，silver grade of 197 g/t，zinc recovery of 79.85%，silver recovery of 3.48% were obtained respectively.This experimental closed circuit process is high efficient in the development and utilization of the ore.

Silver polymetallic ore，Copper-lead bulk flotation，Lead depressing and copper floating，Copper separation from lead

2014-12-26

毛益林(1983—)，男，工程师，硕士研究生。

TD923+.7

A

1001-1250(2015)-03-095-05