复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

摘耍：针对某地含铜、铅、锌多金属硫化矿易浮选难分离、嵌布粒度极不均匀的特点，采用优先浮选铜.再磨-精选铜一铜浮选尾矿选铅.再选锌的工艺流程，在合理的药剂条件下，获得了较好的分选指标，铜精矿含铜18.02%、回收率57.50%，铅精矿含铅51.43%、回收率33.20%，锌精矿含锌45.83%、回收率48.95%，铅锌混合精矿含铅和锌分别为31.53%和38.46%，铅回收率为42.56%、锌回收率为34.05%。关键词：浮选;铜铅锌矿;优先浮选;再磨;新型浮选药剂

Experimental Study on Mineral Processing Technology of Cu.Pb.Zn Complex Polymetallic Sulphide Ore LI Rong—gai，SONG Xiang-yu，ZHANG Yu—tian，ZHOU Xin-min，LI Zhi—wei (ttenan Rock Mineral Testing Centers，Zhengzhou 450053，Henan，China) Abstract：According to the characteristics of a certain Cu-Pb.Zn polymetallic sulphide ore such as the floatability of “easy to float yet hard to be separated”and the extremely inhomogeneous distribution of dissemination size.a flowsheet consisting of selective floatation of copper，regrinding，cleaning of copper and beneficiation of lead and zinc from copper flotation tailings was selected.Adopting a rational reagent system，good separation indices can be attained：Cu grade and recovery of copper concentrate are 18.02%and 57.50%，respectively，Pb grade and recovery of lead concentrate are 51.43%and 33.20%，respectively，Zn grade and recovery of zinc concentrate are 45.83%and 48.95%，respec— tively，the Pb grade and recovery，and the Zn grade and recovery for the lead—zinc bulk concentrate are 31.53%， 42.56%，38.46%and 34.05%，respectively. Key words：flotation;Cu-Pb—Zn ore;selective flotation;regrinding;new flotation reagents

某铜铅锌多金属矿主要含铜、铅、锌和贵金属银，其中铜品位0.54%、铅品位2.01%、锌品位3.09%、银品位125 sit。为综合回收利用，对该矿进行了详细的选矿试验。根据该矿石的特点，进行了流程方案选择，最终选定铜铅锌优先浮选工艺流程，并进行了详细的条件试验，获得了较好的技术指标。 1 矿石性质原矿多元素分析结果见表1。由表l可知，该矿石属于复杂含银多金属共生硫化矿，其中有价金属矿物为铜、铅和锌及贵金属银。该矿区矿石的矿物种类达20余种，金属矿物以闪锌矿、黝铜矿、方铅矿为主，黄铁矿、黄铜矿、褐铁矿次之，辉铜矿、蓝铜矿、斑铜矿、铜蓝微量。脉石矿物以石英、白云母、绢云母为主，白云石次之，其它矿物少量或 CaO 0.365 Sb” 4610 微量。本次选矿回收的有用矿物为闪锌矿、方铅矿以及黝铜矿。其它伴生元素银、锑等均以类质同象存在于矿物之中，本次选矿不能单独回收利用。 2选矿流程方案选择浮选法是处理多金属硫化矿最主要的方法，铜铅锌多金属矿常用的浮选方法有：优先浮选，铜铅锌混合一优先浮选和铜铅混合浮选一尾矿选锌‘卜4I。为选择合理的浮选工艺流程，固定试验条件首先进行了3种 ①收稿日期：2011-09-07 作者简介：李荣改(1978一)，女，河北邢台人，工程师，硕士，主要从事矿产加工与综合利用的研究工作。万方数据第1期 李荣改等：复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究 43 浮选工艺流程试验。流程I为铜铅锌优先浮选分离流程，流程Ⅱ为铜铅锌混合浮选一分离流程;流程Ⅲ为铜铅混合浮选.尾矿选锌分离流程。优先浮选流程的特点是：充分利用有用矿物的可浮性差异，在铜粗选时选用选择性好、捕收能力适中的捕收剂优先浮铜，此流程最终可以得到合格的铜精矿和锌精矿，还有一部分铅锌混合精矿。混合浮选一优先分离流程的特点是：混合浮选时采用了较强的捕收剂，并对锌进行了活化，导致分离浮选非常困难，特别是锌被活化后很难抑制，造成铜铅精矿中铅、锌含量超标。该流程实际采用的是“强拉强压”，药剂成本较高，难以获得合格产品。部分混合浮选流程中铜铅混选时强化了铅的捕收，导致铜铅分离困难，必须强化抑铅。既增加了药剂成本又造成铜精矿中铅含量超标。3 种方案所得的铅精矿中锌含量均超标，通过在显微镜下观察铅精矿发现：方铅矿与闪锌矿关系甚为密切，约有50%的方铅矿被闪锌矿包裹，并且这部分被包裹的方铅矿呈枝权状、边缘不规则状，且粒度较细，难以单体解离，故只能得到铅锌混合精矿。通过3种浮选工艺流程的比较，选择优先浮选工艺作为该多金属硫化矿选别的__流程。 3选矿试验研究 3.1铜浮选条件试验

3.1.1 选铜捕收荆种类及用量试验对复杂多金属硫化矿的浮选，捕收剂的选择尤为重要。为此，按照图 l所示流程进行了一组浮选铜捕收剂对比试验，各捕收剂用量均为20 g/t，试验结果见表2。由表2可以看出，前3种捕收剂对铜的捕收能力基本一样，但选择性较好的只有YKl—11，其它两种捕收剂选择性较差，铜精矿中含铅和锌较高。DY—Ol对铜的捕收能力较弱。综合考虑铜的捕收剂选用YKl一ll。YKl—11 为根据该矿的特点研制的新药剂，是一种以硫氮酯为主要成分的药剂。由于黝铜矿中含有sb，故此对原矿药荆单位：们铜精矿 尾矿图1选铜捕收剂对比试验流程表2选铜捕收剂对比试验结果捕收剂产品 产率种类 名称 /%品位/% 回收率y% Cu Pb Zn Cu Pb Zn 铜精矿11.755 3.72 6.22 7.71 77.35 35.29 29.46 BK一905尾矿88.245 0.146 1.518 2.414 22.65 64.71 70.54 原矿 100.00 0.57 2.07 3.02 100.00 100.00 100.oo 铜精矿5.437 7.85 8.12 11.20 76.21 21.54 20.10 YKl一ll尾矿 94.563 0.141 1.70 2.56 23.79 78.46 79.90 原矿 100.00 0.56 2.05 3.03 100.00 loo.00 100.00 铜精矿9.211 4.65 10.03 9.08 76.16 43.78 27.24 BK一901尾矿90.789 0.147 1.307 2.46 23.84 56.22 72.76 原矿 100.00 0.56 2.11 3.07 100.00 100.00 100.00 铜精矿5.168 7.36 10.23 12.19 65.63 24.75 20.43 DY一01尾矿 94.832 0.21 1.643 2.584 34.37 75.25 79.57 原矿 100.00 0.58 2.07 3.08 100.00 100.oo 100.00 药剂进行了改性，加入了对sb具有诱捕作用的官能团，从而使YKl—1 1对黝铜矿具有较好的选择性捕收能力。在确定了选铜捕收剂的种类后，随后进行了捕收剂YKl一11用量试验。固定水玻璃用量为1 000 g/t、石灰用量为1 500 w't、硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000 +l 000 g/t、YK3—09用量为500 g/t，试验结果见图 2。综合考虑精矿的品位和回收率以及标准中对有害元素的含量要求，取YKl一11用量为20 g/t为宜。孚\ * 擎国 YKI-11用量/(暑·t_I) 图2 YKl一11用量与精矿品位及回收率的关系曲线 l——铜回收率;2——锌品位;3——铅品位; 4——铜品位;5——铅回收率;6——锌回收率 3.1.2铅抑制荆YK3—09用量试验在水玻璃用量为 l 000 g/t、石灰用量为1 500 g/t、硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000+1 000 g/t、YKl一11用量为20 g/t条件下，改变方铅矿抑制剂YIO一09用量进行对比试验，试验结果见图3。其中YK3—09是以淀粉为主要成分，添加了辅助成分后，通过皂化反应得到的一种有机抑制剂。试验证明YK3—09对硫化铅锌矿具有良好的抑制作用。综合考虑精矿的品位和回收率以及国家标准中对其它元素的含量要求，取YK3—09用量为500 g/t为宜。万方数据矿冶工程 第32卷 YIO-09m|/(g·t.q 零\静荽匣图3 YK3—09用量与精矿品位及回收率的关系曲线 l——铜回收率;2——锌品位;3——铅品位; 4——铜品位;5——铅回收率;6——锌回收率 3.1.3锌抑制剂种类及用量试验在选取锌抑制剂时，不但要强抑制铜粗精矿中锌矿物，而且要保证药剂对回收的目的矿物影响较小，因此对常用的闪锌矿抑制剂硫酸锌、亚硫酸钠和硫代硫酸钠组合、硫酸锌和亚硫酸钠组合进行了探索试验。实验表明：硫酸锌和亚硫酸钠组合使用可以达到较好的分选效果。确定了抑制锌矿物的药剂后，随后进行了抑制剂用量试验。固定水玻璃用量为1 000 s/t、石灰用量为1 500 g/t、YK3—09用量为500 g/t、YKl—11用量为20 s/t，硫酸锌+亚硫酸用量方案分为：①500+250 sit;②1 000+500 g/t; ③2 000+l 000 g/t;④3 000+1 500 g/t，试验结果见图 4。综合考虑铜精矿中的铜、铅、锌品位和回收率，取硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000+1 000 g/t为宜。方案号图4锌抑制剂用量与精矿品位及回收率的关系曲线 l——铜回收率;2——锌品位;3——铅品位; 4——铅回收率;5——锌回收率;6——铜品位 3.1.4铜精矿再磨再选试验提高有用矿物之间的单体解离度是获得多金属硫化矿有效分离的关键所在。该铜铅锌硫化矿嵌布粒度粗细极不均匀，且部分硫化矿相互间呈微细粒包裹，很难达到单体解离。为提高铜精矿质量、减少互含，有必要对铜粗精矿进行再磨再选试验。铜精选时添加硫酸锌+亚硫酸钠300+300 g/t抑制锌。铜精矿再磨再选试验结果见表3。由表中结果可知，随着再磨粒度变细，铜精矿品位逐渐增加，其回收率呈下降趋势，其铅、锌含量在-0.045 mm粒级占90%时达到最低，此时铜精矿品位为20.01%，回收率为 42.80%。故再磨粒度以一0.045 mill粒级占90%为宜。表3铜精矿再磨再选试验结果 磨矿粒度铜呀率百鲁百氅

3.2铅浮选条件试验铅浮选条件试验主要是乙硫氮+乙黄药用量试验。试验流程为两次粗选，试验给矿为铜浮选尾矿，乙硫氮+乙黄药用量试验方案分为：①2+0 s/t;②5+ 0 g/t;③5+0.25 g/t;④10+5 g/t;⑤20+10 g/t; ⑥30+15 g/t，试验结果见图5。由图5可知，乙硫氮 +乙黄药用量从2+0 g/t增加到5+0 g/t时。铅锌混合精矿中的铅品位和回收率呈上升趋势，此后随其用量增大，铅锌混合精矿中的铅品位和回收率变化不大，故取乙硫氮作为铅浮选捕收剂，用量为5 g/t。方案号图5铅浮选捕收剂用量与铅锌混合精矿中铅品位及回收率的关系曲线 3.3锌浮选条件试验锌粗选条件试验主要是硫酸铜用量试验，试验流程为两次粗选，试验给矿为铅浮选尾矿。在石灰用量为l 000 g/t，丁黄药用量为50 g/t条件下进行了锌粗选硫酸铜用量条件试验，试验结果见图6。由图6可知，硫酸铜用量为50 g/t时，锌精矿中的锌品位和回收率都达到了峰值，故取硫酸铜用量为50 g/t。 3.4浮选开路试验在铜、铅、锌条件试验基础上进行了开路试验。铜采用两次粗选+再磨+三次精选;铅采用两次粗选+ 三次精选;锌采用两次粗选+三次精选，主要试验结果见表4。由表中数据可知：铅锌混合精矿中锌的品位万方数据第1期 李荣改等：复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究 45 硫酸铜用量/(g·t_1) 图6硫酸铜用量与锌精矿中锌品位及回收率的关系曲线裹4浮选开路试验结果太低，需要分离出部分铅，这样就可以使铅锌混合精矿中的锌品位达到收购标准，铜精矿和锌精矿达到国家标准不需再做处理。 3.5铅锌混合精矿中铅锌分离试验因铅锌混合精矿中的锌品位达不到收购标准，故按图7所示流程进行铅锌分离试验，试验结果见表5。由表中数据可以看出：通过此方法处理后可以得到一部分合格的铅精矿，并且铅锌混合精矿的锌品位也达到了市场需求标准。锵睾混合精矿 铅精矿图7铅锌混合精矿再进行铅锌分选流程：f/* 2.5 S 表5铅锌混合精矿再进行铅锌分选流程试验结果 3.6浮选闭路试验根据上面确定的浮选工艺条件，进行了实验室闭路试验，试验流程见图8，试验结果见表6。圈8闭路试验工艺流程 (下转第49页) 万方数据第1期 刘占华等：从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究 3.5综合试验在还原荆和助熔剂NG用量分别为30%，焙烧温度为1 200℃，焙烧时间为60 min的条件下进行了直接还原焙烧.磁选综合试验。由试验结果可知，焙烧产品经二段磨矿二段磁选后，可获得较好的提铁降硫效果，且分选效果稳定。同时由试验还可知，磨矿磁选条件对还原铁指标有一定的影响，但考虑到能耗等原因，在能达到一定的提铁降硫效果的条件下，尽量选择在较粗的磨矿粒度下实现分选，即在一段磨矿粒度为一0.074 rnln占99.01%，二段磨矿粒度为一0.043 mm占98.92%，磁选磁场强度为 95.54 kA/m的条件下，可获得铁品位为92.86%，相对弱磁精矿的回收率为82.37%，硫含量为0.40%的还原铁。可见通过添加还原剂和助熔剂在一定温度下进行的直接还原焙烧一磁选可在一定程度上达到较好地提铁降硫效果，实现对原尾矿的有效分选，但是铁产品中硫含量仍然略高。

4结 语 1)内蒙古齐华矿业公司浮选尾矿中可供利用的主要是铁，品位为17.75%，铁的分布较为分散，采用常规的磁选、重选(摇床)和浮选工艺均不能达到提铁降硅的目的。 2)用弱磁选.直接还原焙烧.磁选工艺处理该原尾矿，可获得铁品位为92.86%，相对弱磁精矿回收率为82.37%，硫含量为O.40%的还原铁，获得了较好的提铁降硫效果。如进行更详细的条件试验，有可能获得更好的提铁降硫效果，为该浮选尾矿的有效利用提供新的途径。参考文献： [1]王松才.铁矿石进口创新高钢价持续高位运行[N】.中国经济时报，2011—2—17(008). [2】孟跃辉，倪文，张玉燕.我国尾矿综合利用发展现状及前景 [J].中国矿山工程，2010，39(5)：4—9. [3】刘德江.炭窑121硫铁矿铜硫矿石浮选流程的选择[J】.化工矿山技术。1994，23(5)：22—24. [4] 徐承焱，孙体昌，杨慧芬，等.铁矿直接还原工艺及理论的研究现状及进展[J].矿产保护与利用，2010(4)：48—54. [5]杨大伟，孙体昌，徐承焱.高磷鲕状赤铁矿还原焙烧同步脱磷工艺研究[J].矿冶工程，2010，30(6)：29—31. [6] 曾建红，张明强，包志威.某高硫尾矿中铁矿物的回收试验研究 [J].矿冶工程，2010，30(3)：49—52. [7]朱德庆，翟勇，潘建.煤基直接还原一磁选超微细贫赤铁矿新工艺[J].中南大学学报(自然科学版)，2008，39(6)：1132一 1138. (上接第45页) 表6闭路试验结果产品产率 品位/% 网收率/%名称/% Cu Pb Zn AS” Ca Pb Zn AS 铜精矿1.72 18.112 6.36 9.02 4735 57.50 5.镐 5.10 65.27 铅精矿1.29 2。为51.43 9.21 488.96 5.33 33.20 3.90 5.05 馨器2.70 2.75 31.53 38.46蚍2 13.75 42.56 34.晒8.45 锌精矿3.26 1.21 2.719 45.83 298.5 7.30 4.43鹤.95 7.78 尾矿91.03 0.10 0.315 0.268 18.47 16.12 14.33 8.00 13.45 原矿100.0 0.54 2.00 3.∞ 125 100.0 100.0 100.0 100.0 1)单位为g/t。 3结 语 1)某铜铅锌多金属矿为铜铅锌难选复杂多金属硫化矿，主要有用矿物为闪锌矿、方铅矿和黝铜矿。由于矿物形态复杂多样，嵌布粒度细，且不均匀，部分闪锌矿和方铅矿、黝铜矿相互包裹或连生，增加了分选难度。 2)经过大量的探索和条件试验，并且根据该矿的特点研制了新型浮选药剂YK3—09和YKl—11，最后结合该样品的实际情况与市场需求情况选择采用优先浮选工艺流程，产品共分为铜精矿、铅精矿、锌精矿和铅锌混合精矿。 3)采用铜、铅、锌依次优先浮选工艺流程，闭路试验铜精矿中铜品位和回收率分别为18.02%和 57.50%;铅精矿中铅品位和回收率分别为51.43%和 33.20%;铅锌混合精矿中Pb+Zn品位为69.99%，铅回收率42.56%，锌回收率34.05%;锌精矿锌品位和回收率分别为45.825%和48.95%;几个精矿中银的总回收率为86.55%;铅的有用回收率为75.76%;锌的总有用回收率为83%。该流程结构合理、数据可靠，获得了较好的分选效果。参考文献： [1]刘安荣。唐云，陈福林.西藏某铜铅锌硫化矿浮选工艺试验研究[J].矿冶工程，2009(2)：22—26.【2]张晓玲.青海都兰铜铅锌矿浮选工艺研究[J].湖南有色金属. 2007(2)：13一16. [3]钱鑫.铜的选矿[M].北京：冶金工业出版社，1982. [4】陈家模.多金属硫化矿浮选分离[M].贵阳：贵州科技出社， 200I.万方数据