云南某铜铅混合精矿浮选分离试验研究

谢恩龙 高起方 段胜红 姜亚雄

摘要：针对云南某复杂硫化铜铅锌矿石铜铅混合浮选获得的混合精矿性质，进行了铜铅浮选分离试验研究，考察了脱药预处理及浮选分离的主要影响因素。结果表明：在最佳条件下，采用绿色环保、高效的铜矿物抑制剂BK520和铅矿物捕收剂BK902作为组合选矿药剂，获得了铅回收率93.87  %、铜回收率92.33  %的良好选矿指标。

关键词：铜铅混合精矿;浮选分离;选矿药剂;绿色环保;抑制剂

中图分类号：TD952文献标志码：A

文章编号：1001-1277（2020）02-0053-04doi：10.11792/hj20200211

引 言

硫化銅铅锌矿石由于矿物组成复杂、矿物间共生关系密切等，导致铜矿物、铅矿物、锌矿物之间浮选分离难度较大，其成矿条件对矿石的选矿特性有着控制性的影响。在实际生产中，硫化铜矿物、铅矿物可浮性相似，均较易浮，而硫化锌矿物可浮性相对较弱[1-2]。根据硫化铜、铅、锌矿物之间的可浮性差异，目前大多数硫化铜铅锌矿山采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程[3-6]。

云南某复杂硫化铜铅锌矿石，采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程进行浮选分离。为进一步优化工艺条件，提高选矿指标，本次试验以铜铅混合浮选所得混合精矿为研究对象，针对其脱药预处理及浮选分离关键因素进行了详细的试验研究。在高浓度矿浆条件下，采用硫化钠+粉末活性炭进行脱药，充分保证了脱药效果;同时以绿色环保、高效的铜矿物抑制剂BK520和铅矿物选择性捕收剂BK902作为铜铅分离药剂，取得了良好的技术指标，为矿石高效利用提供技术支撑。

1 试样性质

混合精矿中主要矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿，以及少量脉石矿物。铜矿物绝大部分为黄铜矿，另有微量的铜蓝、辉铜矿等。黄铜矿主要以单体形式存在，其次与脉石矿物、闪锌矿连生，偶尔可见与方铅矿、磁黄铁矿等其他硫化物连生，其粒度主要分布于0.020～0.050 mm。方铅矿绝大部分以微细粒单体形式存在，少量以与闪锌矿、黄铜矿等硫化物及脉石矿物连生的形式产出，其粒度主要分布于0.010～0.038 mm。闪锌矿主要以单体形式存在，其次以与黄铜矿、脉石矿物连生的形式产出，偶尔可见与方铅矿等其他矿物连生，其粒度主要分布于 0.020～0.050 mm。脉石矿物主要以与黄铜矿、方铅矿、闪锌矿连生的形式产出，其次以单体形式存在，其粒度主要分布于0.020～0.050 mm。混合精矿主要化学成分分析结果见表1。

2 试验结果与讨论

2.1 预处理硫化钠用量

混合精矿中存在大量的过剩浮选药剂，会对浮选效果产生不良影响，因此在混合精矿分选之前，必须先脱除矿浆和矿物表面吸附的药剂。混合精矿脱药预处理药剂采用硫化钠，其具有较强的还原能力，能将硫化矿物表面吸附的捕收剂在较短时间内解吸去除。试验考察了硫化钠用量对铜、铅分离指标的影响，试验条件：脱药作业为矿浆浓度50  %，粉末活性炭用量3 500 g/t，搅拌时间10 min;浮选分离作业为矿浆浓度20  %，铜矿物抑制剂BK520 8 000 g/t，铅矿物捕收剂BK902 450 g/t，起泡剂BK204 100 g/t。试验流程见图1，试验结果见表2。

由表2可知：随着硫化钠用量的增加，铅粗精矿铅品位、铅回收率呈先升高后降低的趋势，铅粗精矿含铜逐渐降低;铜粗精矿铜品位、铜回收率逐渐升高，铜粗精矿含铅先降低后升高。当硫化钠用量超过1 300 g/t时，铅粗精矿铅品位、铅回收率明显降低。综合考虑，硫化钠适宜用量为1 300 g/t。

2.2 预处理粉末活性炭用量

粉末活性炭是浮选药剂的强吸附剂，在溶液中可快速达到吸附平衡，且吸附量较大。固定预处理硫化钠用量1 300 g/t，考察粉末活性炭用量对铜、铅分离指标的影响，其他试验条件及流程见图1，试验结果见表3。

由表3可知：随着粉末活性炭用量的增加，铅粗精矿铅品位逐渐升高，铅回收率逐渐降低，铅粗精矿含铜逐渐降低;铜粗精矿铜品位略有升高，铜回收率逐渐升高，铜粗精矿含铅先降低后升高。当粉末活性炭用量超过3 500 g/t时，铅粗精矿铅回收率迅速降低。综合考虑，粉末活性炭适宜用量为3 500 g/t。

2.3 预处理矿浆浓度

由硫化钠及粉末活性炭用量条件试验可知，矿物表面捕收剂的解吸速率和解吸率受矿浆中硫化钠浓度的影响，矿浆中浮选药剂的吸附残余量受粉末活性炭浓度的影响，而这些都与矿浆浓度有直接关系。固定预处理硫化钠用量1 300 g/t，粉末活性炭用量3 500 g/t，考察矿浆浓度对铜、铅分离指标的影响，其他试验条件及流程见图1，试验结果见表4。

由表4可知：随着矿浆浓度的增加，铅粗精矿铅品位先升高后保持稳定，铅回收率稍有降低，铅粗精矿含铜也稍有下降;铜粗精矿铜品位变化不大，铜回收率先升高后降低，铜粗精矿含铅先降低后升高。当矿浆浓度超过50  %后，铜、铅粗精矿回收率均降低。因此，选择矿浆浓度为30  %～50  %。

2.4 预处理脱药时间

固定预处理硫化钠用量1 300 g/t，粉末活性炭用量3 500 g/t，矿浆浓度50  %，考察脱药时间对铜、铅分离指标的影响，其他试验条件及流程见图1，试验结果见表5。

由表5可知：随着脱药时间的延长，铅粗精矿铅品位逐渐升高，铅回收率逐渐降低，铅粗精矿含铜逐渐降低;铜粗精矿铜品位变化不大，铜回收率逐渐升高，铜粗精矿含铅逐渐升高。当脱药时间超过10 min时，铅粗精矿铅回收率急剧下降。综合考虑，适宜的脱药时间为10 min。

2.5 浮选铜矿物抑制剂BK520用量

固定预处理硫化钠用量1 300 g/t，粉末活性炭用量3 500 g/t，矿浆浓度50  %，脱药时间10 min，考察铜矿物抑制剂BK520用量对铜、铅分离指标的影响，其他试验条件及流程见图1，试验结果见表6。

由表6可知：随着BK520用量的增加，铅粗精矿铅品位逐渐升高，铅回收率逐渐降低，铅粗精矿含铜也有所降低;铜粗精矿铜品位、铜回收率逐渐升高，铜粗精矿含铅先降低后升高。当BK520用量超过8 000 g/t时，铅粗精矿铅品位变化不大，铅回收率下降较快。综合考虑，BK520适宜用量为8 000 g/t。

2.6 浮选铅矿物捕收剂BK902用量

固定预处理硫化钠用量1 300 g/t，粉末活性炭用量3 500 g/t，矿浆浓度50  %，脱药时间10 min，浮选铜矿物抑制剂BK520用量8 000 g/t，考察铅矿物捕收剂BK902用量对铜、铅分离指标的影响，其他试验条件及流程见图1，试验结果见表7。

由表7可知：随着BK902用量的增加，铅粗精矿铅品位逐渐降低，铅回收率逐渐升高，铅粗精矿含铜也有所升高;铜粗精矿铜品位变化不大，铜回收率逐渐降低，铜粗精矿含铅先下降后趋于稳定。当BK902用量超过450 g/t时，铅粗精矿铅品位下降幅度较大，铅回收率稍有升高。综合考虑，BK902适宜用量为450 g/t。

2.7 闭路试验

在条件试验基础上进行闭路试验，试验流程见图2，试验结果见表8。

由表8可知：在最佳综合条件下，获得了铅品位70.37  %、含铜2.76  %，铅回收率93.87  %的铅精矿和铜品位25.35  %、含铅3.50  %，铜回收率92.33  %的铜精矿，分离指标较好。

3 结 论

1）要彻底脱除矿浆和矿物表面吸附的药剂，必须充分利用解吸剂硫化钠和吸附剂粉末活性炭的脱药特性，同时要考虑对后续分选作业不能产生负面影响，因此需要合理确定矿浆中解吸剂硫化钠用量、吸附剂粉末活性炭用量及脱药时间。

2）在充分脱药的基础上，浮选作业采用绿色环保、高效的铜矿物抑制剂BK520和铅矿物捕收剂BK902及起泡剂BK204组合药剂进行分选，使铜、铅得到了高效分离。

3）在最佳综合条件下，混合精矿浮选分离闭路流程获得了较好指标，铅精矿铅品位70.37  %、含铜2.76  %，铅回收率93.87  %，铜精矿铜品位25.35  %、含铅3.50  %，铜回收率92.33  %。

[参考文献]

[1] 张宏福.方铅矿矿物表面捕收剂解吸规律性的研究[J].矿产综合利用，1980（1）：66-70.

[2] 魏茜.硫化铜铅矿浮选分离研究[D].長沙：中南大学，2012.

[3] 欧乐明，冯其明，卢毅屏，等.浮选过程中黄铜矿抑制的电化学研究[J].矿冶工程，1999，19（3）：34-36.

[4] 王淀佐.浮选理论的新进展[M].北京：科学出版社，1992.

[5] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京：冶金工业出版社，1984.

[6] 程伟，张覃，马文强.活性炭对浮选废水中黄药的吸附特性研究[J].矿物学报，2010，30（2）：262-266.

Experimental study on flotation separation of a copper-lead mixed concentrate in Yunnan

Xie Enlong，Gao Qifang，Duan Shenghong，Jiang Yaxiong

（Yunnan Gold Mining Group Co.，Ltd.）

Abstract：According to the property of the mixed concentrates obtained from mixed copper-lead flotation of a complex sulfide copper-lead-zinc ore from Yunnan，copper-lead flotation separation experimental test is carried out and investigates major factors that influence reagent removal treatment and flotation separation.The results show that under optimal conditions environment-friendly and efficient copper mineral inhibitor BK520 and lead mineral collector BK902 are used as combined ore-dressing reagent，Pb recovery rate is 93.87 %，Cu recovery is 92.33 %，indicating good ore-dressing index.

Keywords：copper-lead mixed concentrate;flotation separation;ore-dressing agent;environment-friendly;inhibitor

收稿日期：2019-09-16; 修回日期：2020-01-16

基金项目：云南省对外科技合作计划-重点研发计划项目（2018IB028）

作者简介：谢恩龙（1980—），男，云南腾冲人，工程师，从事有色金属及贵金属资源综合利用技术研究和管理工作;昆明市官渡区福德路1899号云南黄金大厦，云南黄金矿业集团股份有限公司，650200;E-mail：804111583@qq.com