辽宁某铜铅锌硫化矿的浮选工艺研究

辽宁某铜铅锌硫化矿的浮选工艺研究刘亚龙 董宗良 陈如凤（南京银茂铅锌矿业有限公司，江苏，南京，210033）摘要：辽宁某铜铅锌多金属硫化矿各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切，分离难度大, 生产中铜精矿含铅和锌 、铅精矿含锌严重超标。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮铜铅分离混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,通过控制矿浆pH值, 选择高效捕收剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物得到了较好的分选。关键词：复杂铜铅锌多金属硫化矿；铜铅混合浮选；铜铅分离；组合抑制剂辽宁某矿山现有一规模为120t/d的小型选矿厂，由于矿石中各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切 ,生产中铜精矿含铅和锌 、铅精矿含锌严重超标 ,造成产品品质不高、销售不畅 ,最终不得不以铜铅混合精矿这种低价值产品出售 ,严重地影响了企业的经济效益。新工艺有效地解决了铜铅分离困难和精矿互含严重超标问题 ,获得了质量优良的铜精矿、铅精矿及锌精矿。1 矿物性质11 原矿多元素分析原矿多元素分析结果见表1。 表1 原矿多元素分析结果 %元 素CuPbZnTFeSAu*Ag*含 量0.551.684.1511.0510.721.0311元 素CAsSbCaOMgOAl2O3SiO2含 量2.480.030.135.256.226.3542.80 *Au、Ag的含量单位为g/t。12 矿石的物质组成 矿石中主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿，少量的辉铜矿、磁铁矿、辉银矿、银黝铜矿、蹄银矿，偶见有自然银及复硫盐类。非金属矿物主要为石英、长石及少量的云母等。 13 主要金属的嵌布特征 闪锌矿主要嵌布在黄铁矿的裂缝中，与黄铜矿构成紧密连晶，同时与方铅矿及脉石也构成连晶。多呈半自型它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。方铅矿与银矿物关系密切，次与黄铁矿、脉石密切，主要是嵌布在黄铁矿的裂缝中，与脉石连晶的也多，多呈半自型它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。黄铁矿主要呈半自型它型粒状，碎裂强烈，裂隙发育，常被后期多金属硫化物充填，在矿石中多呈块状或团快状，少呈浸染状，与脉石连生多，次为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿连生。在黄铁矿颗粒间(微裂隙)发现有银矿物，主要为蹄银矿、辉银矿紧密连晶，还有自然银等。 主要矿物粒级分布结果见表2 表2 主要矿物粒级分布结果 %粒级/mm黄铁矿闪锌矿黄铜矿方铅矿0.311.128.940.4/0.3-0.117.514.719.2/0.1-0.07423.212.211.818.20.074-0.03725.718.617.235.80.037-0.0117.618.45.140.40.014.97.26.35.6合计1001001001002 条件探索及方案选择该矿铜铅品位低，浸染颗粒细，多种有用矿物致密共生。优先浮铜的探索性试验表明,铜矿物回收率极低,且精矿中大部分为铅锌矿物。根据这一情况,决定采用铜铅混浮铜铅分离混浮尾矿抑硫浮锌的技术路线。21 铜铅混浮矿浆PH值试验矿浆pH值是铜铅矿物浮选的重要影响因素。试验采用石灰来调整矿浆PH值,试验流程及试验条件见图1。根据试样中铜、铅、锌各矿物的嵌布粒度并考虑现场情况,对于粗选作业,确定磨矿细度为- 74m占75%。试验结果见表3。 表3 铜铅混浮矿浆Ph 试验结果 %pH产品产率品位回收率CuPbZnCuPbZn8粗精矿6.863.8717.6720.5448.2172.1433.959.5粗精矿6.374.5320.1118.6752.2676.2428.6610.5粗精矿5.845.3123.1417.5856.4880.4324.7411粗精矿5.586.0325.0415.3461.2483.1520.6211.5粗精矿5.426.4526.1813.8563.5684.4618.0912粗精矿5.036.5326.5613.2459.7179.5316.04由表3可见,随着矿浆pH值的增大，铜铅混合粗精矿中铜铅品位同时升高,回收率也有所增加,但当矿浆pH为11.5时,粗精矿中锌品位降幅有限而铜回收率开始下降, 因此, 适宜的浮选矿浆pH值为11.5左右。21 抑制剂对铜铅混浮的影响铜铅锌硫化矿属于复杂硫化矿,铜铅与锌之间很难分离,除合适的矿浆pH值以外,ZnSO4 和Na2SO3 组合使用作为抑制剂，浮铜铅，抑制锌，能起到很好的作用，能降低铜铅混合精矿中的锌含量。因此,在矿浆pH为11.5条件下进行了铜铅混浮粗选ZnSO4 +Na2SO3 组合抑制剂的用量试验。试验结果见表4 表4 铜铅混浮粗选抑制剂用量试验结果 %抑制剂用量/(gt-1)产品产率品位回收率CuPbZnCuPbZn600+600粗精矿5.625.7624.2916.8459.9582.7323.03尾矿94.380.230.303.3540.0517.2776.97原矿100.000.541.654.11100.00100.00100.001500+600粗精矿5.436.4526.2713.8263.6884.4118.39尾矿94.570.210.283.5236.3215.5981.61原矿100.000.551.694.08100.00100.00100.001500+1000粗精矿5.166.6827.0612.5760.4783.1115.62尾矿94.840.240.293.6939.5316.8984.38原矿100.000.571.684.15100.00100.00100.00试验结果表明，当ZnSO4 +Na22SO3 用量增加时，抑制能力增强，粗精矿产率变小，铜铅回收率降低，综合分析得，ZnSO4 +Na22SO3用量控制在1 500 g/ t + 600 g/ t较合适。22 铜铅混浮捕收剂的选择采用石灰作矿浆PH调整剂，固定矿浆Ph在10.511之间，考察了乙黄药、丁黄药、乙硫氮、苯胺黑药、等捕收剂以及乙硫氮+苯胺黑药组合捕收剂对铜铅混合浮选的影响，结果表明以上各捕收剂均对铜铅矿物有一定的捕收作用。但就捕收能力和选择性而言,乙硫氮+苯胺黑药较合适，该组合捕收剂既能保证铜铅的回收率，又能大大降低粗精矿中锌含量。因此,选择乙硫氮+苯胺黑药作为铜铅混浮的捕收剂。23 铜铅混浮捕收剂的用量采用（ZnSO4+Na2SO3）作锌矿物的抑制剂，矿浆PH值在11.5左右，改变捕收剂（乙硫氮+苯胺黑药）用量 ，试验结果见表5。从表5可知，当捕收剂用量控制在40g/t时，随着乙硫氮的降低和苯胺的增加，粗精矿产率减小，铜铅品位增加，回收率上升；锌含量减少。综合分析得，药剂用量为乙硫氮15g/t+苯胺黑药30 g/t较为适当。 表5 铜铅混浮粗选捕收剂用量试验结果 %捕收剂用量/(gt-1)产品产率品位回收率CuPbZnCuPbZn乙硫氮30苯胺15粗精矿6.624.3720.5718.0453.5782.5329.05尾矿93.380.270.313.1246.4317.4770.95原矿100.000.541.654.11100.00100.00100.00乙硫氮20苯胺20粗精矿6.155.0622.5615.4655.5682.0123.19尾矿93.850.270.323.3644.4417.9976.81原矿100.000.561.694.10100.00100.00100.00乙硫氮15苯胺30粗精矿5.436.4526.2713.8263.6884.4118.39尾矿94.570.210.283.5236.3215.5981.61原矿100.000.551.694.08100.00100.00100.0024 铜铅分离试验 传统的铜铅分离主要的方法是用氰化物或重铬酸钾浮铅抑铜, 这些方法会导致少量贵金属溶解和产生环境污染, 因此本次试验采用水玻璃、亚硫酸纳和羧甲基纤维素的组合抑制剂来抑制方铅矿。三种药剂在铜铅分离中抑制作用各有不同特点： 羧甲基纤维素对方铅矿有较好的抑制作用, 但是对黄铜矿的浮游性也有较大的影响, 不利于回收率的提高；水玻璃对方铅矿的抑制作用稍弱, 但对铜矿物浮游性影响也小, 铜回收率高；亚硫酸钠对铜矿物有活化作用,而在方铅矿表面生成亲水性硫酸铅抑制方铅矿。利用这三种药剂各自的特点进行组合产生的协同效应来抑铅浮铜，经过多次配比试验最终确定了三种药剂的最佳配比为：水玻璃：亚硫酸纳：羧甲基纤维素为2：6：1。为了提高分选指标, 在铜铅分离作业前采用活性炭脱药。试验结果表明, 活性炭用量为800g/t时分选效果较好。确定以上条件后, 进行了铜铅分离的闭路试验, 试验流程见图2, 试验结果见表6。 表6 铜铅分离闭路流程结果 %产品产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿30.5128.347.286.0193.894.8728.12铅精矿69.490.8162.387.386.1195.1371.82铜铅混精100.009.2145.57.6.52100.00100.00100.0025选锌粗选试验采用硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂,石灰作抑制剂抑硫浮锌。经调优试验,确定锌粗选的适宜条件为:硫酸铜400 g/ t ,丁黄药80g/ t, 2号油30 g/ t,矿浆pH为12.5。在此条件下,可获得含Zn 51. 24%、含Pb 0. 24%、含Cu 0. 12%、Zn回收率78. 36%的锌粗精矿。3 全流程闭路试验及结果分析 在上述试验的基础上，进行了铜铅混浮铜铅分离混浮尾矿抑硫浮锌的全流程闭路试验,闭路流程铜铅混选为一粗二扫二精,铜铅分离为一粗二扫二精,选锌为一粗三扫二精，中矿循序返回,结果见表6 。 表 小型闭路试验结果 %产品产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿1.3228.547.055.8365.625.541.85铅精矿2.510.8955.696.744.0683.214.08锌精矿7.380.560.7351.097.513.2190.87尾矿88.790.140.150.1522.818.043.20原矿100.000.551.684.15100.00100.00100.00闭路试验获得Cu品位28. 54%、Cu回收率65.62 %的铜精矿, Pb品位55.69%、Pb回收率83. 21%的铅精矿和Zn品位51.09%、Zn回收率90.87%的锌精矿。 4 结 论 （1）针对该矿石性质,采用铜铅混浮铜铅分离混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,混合浮选以乙硫氮+苯胺黑药为捕收剂、ZnSO4 +Na2 SO3为抑制剂, 并控制矿浆pH值在11.5左右，实现铜铅矿物与锌硫矿物的分离。（2）应用无毒的水玻璃、亚硫酸钠和羧甲基纤维素组合抑制剂，替代了氰化物和重铬酸钾，成功的实现了铜铅分离，有利于环境保护。参考文献1王淀佐. 浮选理论的新进展M . 北京:科学出版社, 1992.2 陈代雄. 复杂多金属硫化矿中铜铅浮选分离工艺研究J . 有色金属(选矿部分) ,1997 (2) :83 朱玉霜,朱建光.浮选药剂的化学原理.长沙:中南工业大学出版社,1987:263-2974 罗仙平, 邱廷省, 严志明, 等. 会理锌矿铅锌浮选分离新工艺研究J . 有色金属(选矿部分) , 2002 , (3) :1 - 4.作者简介：刘亚龙，（1981），男，湖南宜章人，工程师。