提高铅精矿中铜回收率生产实践

杨慧武，彭乃强

（江西铜业集团七宝山矿业有限公司，江西 上高 336403）

江西铜业集团七宝山铅锌矿属复杂难选多金属硫化矿，矿石含铜、铅、锌、硫等多种有用金属［1］。选厂建成于1990年。2004年，湖南有色金属研究院对七宝山铅锌矿中的铜回收进行了试验研究，采用硫酸锌、亚硫酸钠作抑制剂，Z200辅助少量黄药作捕收剂，精选作业添加DF的技术手段，运用优先选铜的浮选工艺，对铜与铅、锌、硫进行分离，并取得了较好效果，2005年5月底，投入现场使用，获得的选铜指标为铜精矿品位15% ～17%，含铅加锌12% ～15%，铜回收率42%～48%，由于原矿条件的一系列变化，铅精矿中的含杂进一步上升至20%以上，2011年，被迫终止了选铜作业。后续年份，湖南有色金属研究院、北京矿冶科技集团有限公司，先后多次围绕七宝山铜的回收开展了研究，小试结果较好，但由于多种原因，主要是原矿性质变化太大，现场调试结果不理想而终止。铜作为一种有价元素，具有良好的回收价值，通过富集到铅精矿中发挥公司具有冶炼厂的优势，通过冶炼方法回收也是一种好的途径。

七宝山铅锌矿年处理原矿量27万t，其中铜金属量为675t，近两年来，平均每年在铅精矿中的铜金属量为337t，平均铜回收率为50%，为了达到进一步多富集铜金属量到铅精矿中的目的，选厂和研究单位开展研究。

1 原矿性质

原矿多元素化学分析结果见表1。

表1 原矿多元素化学分析结果%

其中，铜、铅的主要矿物特征及嵌布特性为：

黄铜矿：黄铜矿常以细粒集合体与闪锌矿、方铅矿紧密共生，在闪锌矿中呈乳滴状、细脉状、星点状或呈脉状分布于黄铁矿中［2］。

方铅矿：往往呈不等粒状集合体和粒状集合体与闪锌矿紧密共生，嵌布于脉石矿物颗粒间，粒度不均，一般0.3～0.037mm。部分方铅矿呈细脉状沿闪锌矿解理或碳酸盐类矿物解理交代，粒度微细，镜下截面宽度大部分＜1μm或更细。

2 原生产工艺

2.1 原选矿工艺流程及生产指标

2015年选厂进行了一次扩改，由北京恩菲设计院设计的选矿工艺流程采用优先浮选工艺流程，按选铜－选铅－选锌－选硫，依次选出铜精矿、铅精矿、锌精矿，硫精矿。但由于技术问题，停止了选铜作业，改为选铜铅－选锌－选硫，铜矿物富集到铅精矿中。

铜铅混选流程采用BF－6浮选机，其中各作业，粗选、扫一、扫二、扫三，分别为4槽、3槽、2槽、1槽；铜铅精选流程采用BF－2浮选机，其中，精一、精二、精三、精四、精五分别为3槽、2槽、1槽、1槽、1槽。2015年到2021年，铜金属富集到铅精矿中的回收率在48%～50%之间。

2.2 原生产工艺中存在的问题

1.原生产工艺日补加球制度采用Φ100mm、Φ80mm 两种球，磨矿细度偏粗，最终磨矿度为－0.074mm占65%～67%。

2.铜铅精选工艺中使用单槽太多，精二、精三泡沫过于拥挤，铜的作业回收率仅为58%，偏低。

3.原药剂制度采用苯胺加乙硫氮为捕收剂浮铜铅，虽拉力较大，但锌、硫上浮偏多，分选效果并不理想。抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠，抑制锌硫的效果还不够好。

3 试验研究

根据原生产工艺中存在的问题，本着提高铅精矿中的铜回收率为目的，开展了铜铅粗选的捕收剂种类试验、抑制剂条件试验、磨矿细度试验等。

3.1 捕收剂种类试验

试验流程图如图1所示，试验结果见表2。

图1 铜铅粗选捕收剂种类试验流程

表2 铜铅粗选捕收剂种类试验结果%

由表2试验结果可以看出：采用苯胺黑药和25＃黑药有较好的效果，使用乙硫氮的试验，铜粗精品位和回收率，均低于苯胺黑药和25＃黑药。因25＃黑药气味大且腐蚀性强，从环保考虑选择苯胺黑药［3］。

3.2 抑制剂条件试验

本试验的抑制剂采用硫酸锌、硫化钠、亚硫酸钠等。

3.2.1 铜铅粗选硫酸锌用量试验

试验流程如图2所示，试验结果见表3。

图2 铜铅粗选硫酸锌用量试验流程

表3 铜铅粗选硫酸锌用量试验结果

由表3可知，当硫酸锌用量为500g／t时，获得了铜品位2.18%，铅品位10.45%，含锌品位4.92%，铜回收率87.04%，铅回收率88.41%的指标，铜品位接近，铜回收率最优。综合考虑，硫酸锌最佳用量为500g／t［4］。

3.2.2 铜铅粗选硫化钠用量试验

试验流程图如图3所示，试验结果见表4。

图3 铜铅粗选硫化钠用量试验流程

表4 铜铅粗选硫化钠用量试验结果

根据表4试验结果，前三组试验，硫化钠用量低，铜铅粗精矿中锌损失率太高。当硫化钠用量为66g／t时，铜铅粗精矿中铜品位2.04%、铅品位10.11%、含锌4.99%、铜回收率85.96%、铅回收率87.38%的指标。随着硫化钠用量上升为88g／t时，铜铅粗精矿中锌损失率在下降，铜铅回收率也在下降，综合考虑，硫化钠最佳用量为66g／t［5］。

3.2.3 铜铅粗选亚硫酸钠用量试验

为了达到降低铜铅粗选粗精矿含锌，调整了苯胺黑药的用量为20g／t，开展亚硫酸钠用量试验，试验流程如图4所示，试验结果见表5。

图4 铜铅粗选亚硫酸钠用量试验流程

由表5试验结果可知，降低苯胺黑药用量和使用亚硫酸钠后，铜铅粗精矿中锌上浮量大幅下降，而铜铅回收率较为稳定。当亚硫酸钠用量300g／t时，可获得铜铅粗精矿中铜品位3.75%，铅品位18.07%，含锌品位5.71%，铜回收率84.30%，铅回收率83.08%的指标，根据试验结果，综合考虑，亚硫酸钠最佳用量为300g／t［6］。

3.3 磨矿细度试验

试验流程如图5所示，试验结果见表6。

图5 铜铅粗选磨矿细度试验流程

表6 铜铅粗选磨矿细度试验结果 %

由表6试验可知，当磨矿细度－0.074mm占71%时，可获得铜铅粗精矿中铜品位3.42%，铅品位17.22%，含锌品位6.78%，铜回收率81.75%，铅回收率84.35%的指标，铜铅回收率较好且铜回收率最优。

4 现场应用

4.1 技改方案

根据原生产工艺中存在的问题，依据试验结果，提出了如下技改方案：

1.对精二、精三，各增加了1槽浮选机，改进后，适当延长了精选的浮选时间，这对控制和减少精选作业的中矿循环量创造了条件，为铜创造了更多的上浮机会。

2.改进原一段磨矿日补加钢球规格为Φ90 mm、Φ80mm、Φ60mm三种尺寸，改进后，磨矿细度由原来的－0.074mm占65%～67%提高到－0.074 mm占68%～72%，达到了磨矿细度要求。

3.现场采用铜铅混选工艺流程，以苯胺黑药为捕收剂，取消了乙硫氮；增加了硫化钠，采用硫酸锌、硫化钠、亚硫酸钠组合抑制剂，较好地改善了分离效果。

4.2 现场实施效果

改进前后选矿生产指标对比见表7。

表7 改进前后选矿生产指标对比%

由表7可知，改进后铅精矿中的铜回收率比改进前的近两年平均值50%提高了5.34%，创造了较大的经济效益。按年处理原矿27万t，铜原矿品位0.25%计算，年可多回收铜金属量36.045t。

5 结 论

1.原生产工艺存在磨矿细度偏粗、铜铅精选时间偏短、捕收剂拉力过强、上锌、硫多等问题。

2.通过改进日补加球种类、扩充浮选机数量、采用以苯胺黑药为捕收剂，以硫酸锌、硫化钠、亚硫酸钠联合抑制锌硫的方案等措施改善了磨矿细度和浮选时间，优化了分选效果。

3.通过采取上述技术措施，磨矿细度提高了3%以上，铜铅精矿中的含锌由5.5%降为4.36%，铜的回收率提高了5.34%。