青海某難選銅鉛鋅礦石選礦試驗

肖 駿 陳代雄 董艷紅 楊建文 胡 波

(1.湖南有色金屬研究院；2.復(fù)雜銅鉛鋅共伴生金屬資源綜合利用湖南省重點實驗室)

青海某難選銅鉛鋅礦石選礦試驗

肖 駿1,2陳代雄1,2董艷紅1,2楊建文1,2胡 波1,2

(1.湖南有色金屬研究院；2.復(fù)雜銅鉛鋅共伴生金屬資源綜合利用湖南省重點實驗室)

針對青海某難選復(fù)雜銅鉛鋅多金屬硫化礦工藝礦物學特性，提出了優(yōu)先浮銅—銅尾礦浮選鉛—鉛尾礦活化浮選鋅硫—鋅硫分離的工藝流程，并進行了選礦試驗。最終獲得的銅精礦含Cu 22.50%、Pb 4.20%、Zn 6.49%，Cu回收率達到91.52%；鉛精礦含Cu 3.20%、Pb 17.37%、Zn 11.20%，Pb回收率為13.96%；鋅精礦含Cu 0.55%、Pb 2.01%、Zn 46.20%,Zn回收率為85.89%；硫精礦含S 35.54%。實現(xiàn)了該礦石資源的高效綜合回收。

復(fù)雜銅鉛鋅 多金屬礦 優(yōu)先浮選 組合抑制劑

復(fù)雜銅鉛鋅多金屬硫化礦的選礦工藝及分離研究一直是選礦界公認的難題及重要的研究領(lǐng)域[1]，其主要的科研難點在于：①礦石性質(zhì)復(fù)雜多變，嵌布關(guān)系復(fù)雜，國內(nèi)銅鉛鋅資源稟賦差，貧、細、雜的特點尤為突出[2]；②礦石中常含有少量次生銅礦物，其在磨礦過程中因晶格鍵斷裂而釋放出少量的游離態(tài)的Cu2+，Cu2+會對礦石中閃鋅礦、黃鐵礦產(chǎn)生活化作用，造成銅鋅分離、銅硫分離困難[3]；③銅、鉛礦物具有極相近的自誘導(dǎo)和捕收誘導(dǎo)浮選行為[4]，導(dǎo)致銅、鉛礦物的分離難度大，造成精礦產(chǎn)品中金屬互含過高，銅鉛分離指標低。此外，國內(nèi)外銅鉛礦山常使用劇毒的重鉻酸鹽和氰化物作為銅鉛分離過程的抑制劑，造成尾礦廢水中重金屬離子超標及伴生貴金屬嚴重流失[5]。

試驗以工藝礦物學研究成果為依據(jù)，對青海某難選復(fù)雜銅鉛鋅礦進行了選礦試驗研究。

1 礦石的工藝礦物學研究

1.1 礦石的礦物組成

礦石的礦物組成及含量見表1，主要化學成分分析結(jié)果見表2，銅鉛鋅物相分析結(jié)果見表3、表4、表5。

表1 礦石的主要礦物組成 %

礦物黃鐵礦、磁黃鐵礦黃銅礦、斑銅礦閃鋅礦方鉛礦毒砂鋅鐵尖晶石、菱鋅礦含量5.15.8510.170.110.021.3礦物鐵礦物石英絹云母、白云母陽起石、透閃石綠泥石、角閃石方解石含量3.122.1115.52.114.65.0

表2 礦石主要化學成分分析結(jié)果 %

成分CuPbZnFeSAs含量1.570.686.026.149.760.068成分SiO2Al2O3CaOMgOAuAg含量33.588.443.023.230.3051.78

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

表3 銅物相分析結(jié)果 %

銅相態(tài)含量分布率原生硫化銅1.34085.35次生硫化銅0.1509.55自由氧化銅0.0181.15結(jié)合氧化銅0.0623.95總銅1.570100.00

表4 鉛物相分析結(jié)果 %

表5 鋅物相分析結(jié)果 %

1.2 礦石中主要目的礦物的嵌布特征

黃銅礦主要呈不規(guī)則狀獨立礦物嵌布在石英、黃鐵礦、方解石等粒狀礦物的晶間和破碎裂縫中，這些黃銅礦粒徑較粗，一般為50～100μm，大者超過 1mm；少量黃銅礦呈細小乳濁狀或大小不等不規(guī)則狀分散于閃鋅礦中，粒度一般為20～70μm，細小者僅為2～5μm。閃鋅礦的產(chǎn)出形式有2種，其中的黑色高鐵閃鋅礦常呈致密塊狀產(chǎn)出，晶粒粗大，可達4～5mm，多數(shù)在1mm以上；淡黃色閃鋅礦致密嵌布在方解石與黃銅礦結(jié)合面上。大部分方鉛礦緊密連生在黃銅礦周邊，粒度一般都在1～2μm，有的甚至小于1μm。

2 選礦試驗及結(jié)果討論

2.1 磨礦細度試驗

磨礦細度試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見圖2。

圖1 磨礦細度試驗流程

圖2 磨礦細度試驗結(jié)果

由圖2可見，提高磨礦細度，銅粗精礦銅回收率先提高后維持在高位，磨礦細度較高時鉛鋅含量微幅升高。因此，確定銅粗選的磨礦細度為-0.074mm占70%。

2.2 選銅條件試驗

2.2.1 銅捕收劑種類試驗

銅捕收劑種類試驗采用1次粗選流程，磨礦細度為-0.074mm占70%，抑制劑Na2S+DS+ZnSO4用量為1 000+1 250+1 000g/t，試驗結(jié)果見表6。

表6 銅捕收劑種類試驗銅粗精礦指標

由表6可見，BP對銅礦物的選擇性捕收能力較強，因此，選擇BP為銅礦物捕收劑。

2.2.2 銅粗選組合抑制劑種類試驗

由于礦石中含有部分次生銅礦物，磨礦使礦漿中Cu2+濃度增大[6],必然會活化閃鋅礦等礦物，而活化后的閃鋅礦很難被抑制[7]，所以需要將組合抑制劑添加至球磨機中，一方面使用調(diào)整劑最大限度地消除由磨礦產(chǎn)生的游離重金屬離子對閃鋅礦的活化，另一方面可預(yù)先實現(xiàn)對鉛、鋅礦物的抑制，有利于銅粗選作業(yè)過程中銅礦物的優(yōu)先上浮。銅粗選組合抑制劑種類試驗采用1次粗選流程，磨礦細度為-0.074mm占70%，BP用量為98g/t，各抑制劑用量均為500g/t，試驗結(jié)果見表7。

由表7可見，采用硫化鈉+DS+硫酸鋅組合為銅粗選鉛、鋅礦物的抑制劑可取得最好的銅粗精礦指標。

表7 抑制劑種類試驗銅粗精礦指標 %

抑制劑品位CuPbZn回收率CuPbZn硫化鈉+DS+硫酸鋅9.541.996.0887.7342.7111.64硫化鈉+碳酸鈉+硫酸鋅7.562.3911.5488.7274.2135.78硫化鈉+硫酸鋅13.423.1410.4684.1347.5215.84碳酸鈉+硫酸鋅7.362.311.0687.9868.6832.61

2.2.3 銅精選1活性炭用量試驗

為了進一步提高銅精礦銅品位，最大限度地降低銅精礦鉛品位，在銅精選1添加DS+CMC+ZnSO4以進一步降低鉛含量，為增強抑鉛效果，在添加抑制劑前需加入適量的活性炭以脫除殘余的捕收劑，銅精選1活性炭用量試驗流程見圖3，試驗結(jié)果見圖4。

圖3 銅精選1活性炭用量試驗流程

圖4 銅精選1活性炭用量試驗結(jié)果

由圖4可看出，隨著活性炭用量的增大，銅精礦1銅品位上升,銅、鉛、鋅回收率都有所下降，銅精礦1鉛含量下降。綜合考慮，確定銅精選1活性炭用量為 166g/t。

2.3 鋅硫混浮粗選硫酸銅用量試驗

銅、鉛浮選作業(yè)后進行鋅硫浮選試驗。鋅硫混浮粗選給礦為1粗1掃選鉛尾礦，試驗采用1次粗選流程，試驗固定捕收劑丁基黃藥用量為204g/t(對原礦)，起泡劑松醇油為14g/t(對原礦),試驗結(jié)果見圖5。

由圖5可看出，隨著硫酸銅用量的增大，鋅硫混合精礦鋅品位下降，鋅回收率升高。綜合考慮，確定鋅硫混浮粗選的硫酸銅用量為400g/t。

圖5 鋅硫混浮粗選硫酸銅用量試驗結(jié)果

2.5 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗的基礎(chǔ)上進行了全流程閉路試驗，試驗流程見圖6，試驗結(jié)果見表8。

表8 閉路試驗結(jié)果 %

產(chǎn)品產(chǎn)率品位CuPbZnS回收率CuPbZnS銅精礦6.5122.504.206.4991.5239.947.01鉛精礦0.553.2017.3711.201.1013.961.02鋅精礦11.200.552.0146.203.8532.8985.89硫精礦8.450.270.352.4535.541.424.323.4430.77尾礦73.290.0460.0830.222.118.892.64原礦100.001.600.686.029.76100.00100.00100.00100.00

由表8可看出，采用圖6所示的流程處理該礦石，可獲得含Cu22.50%、Pb4.20%、Zn6.49%，Cu回收率達到91.52%的銅精礦，含Cu3.20%、Pb17.37%、Zn11.20%，Pb回收率為13.96%的鉛精礦，含Cu0.55%、Pb2.01%、Zn46.20%,Zn回收率為85.89%的鋅精礦，以及含S35.54%、回收率為30.77%的硫精礦，有效地實現(xiàn)了對該難選復(fù)雜銅鉛鋅硫化礦資源的綜合回收。

3 結(jié) 論

(1)青海某銅鉛鋅硫化礦屬于典型的復(fù)雜難選銅鉛鋅礦床，原礦中銅、鉛、鋅礦物嵌布粒度粗細嚴重不均，細粒交代及包裹現(xiàn)象嚴重，同時大量的次生銅礦物的存在對閃鋅礦的抑制會產(chǎn)生不利的影響；原礦鉛含量明顯低于銅，而根據(jù)“浮少抑多”的原則，采用銅鉛混浮的工藝獲得的銅鉛混合精礦更難實現(xiàn)對銅鉛混合精礦中的鉛礦物的抑制，所以對于該礦的原則選礦工藝應(yīng)為優(yōu)先浮選工藝。

(2)以高選擇性的銅捕收劑BP為銅優(yōu)先浮選的捕收劑，可有效降低銅精礦中的鉛、鋅含量，為銅優(yōu)先浮選奠定了良好的基礎(chǔ)，同時將組合抑制劑硫化鈉+DS+硫酸鋅添加至球磨機中，可明顯消除銅離子對閃鋅礦的活化，并最大限度地實現(xiàn)銅的優(yōu)先浮選。

(3)試驗采用銅優(yōu)先浮選—鉛浮選—鋅硫混合浮選后分離流程處理該礦石，最終獲得的銅精礦含Cu22.50%、Pb4.20%、Zn6.49%，Cu回收率達到91.52%；鉛精礦含Cu3.20%、Pb17.37%、Zn11.20%，Pb回收率為13.96%；鋅精礦含Cu0.55%、Pb2.01%、Zn46.20%,Zn回收率為85.89%；硫精礦含S35.54%、回收率為30.77%。

圖6 閉路試驗流程

[1] 馬忠臣．提高鉛鋅礦中伴生銅回收率的工藝研究與工業(yè)應(yīng)用[J]．有色金屬：選礦部分，2012(2)：9-15.

[2] 陳代雄，田松鶴.復(fù)雜銅鉛鋅硫化礦浮選新工藝試驗研究[J].有色金屬：選礦部分, 2003 (2)：1-6.

[3] 路永森.銅鉛混合精礦分離的研究現(xiàn)狀與進展[J].世界有色金屬,2011(3):44-47.

[4]QinWQ,WeiQ,JiaoF,etal.Utilizationofpolysaccharidesasdepressantsfortheflotationseparationofcopper/leadconcentrate[J].InternationalJournalofMiningScienceandTechnology,2013(2):179-186.

[5] 陳泉水.某銅鉛鋅多金屬礦的選礦工藝試驗研究[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2009(2)：71-73.

[6] 陳代雄，肖 駿，馮 木.越南某含次生銅的鉛鋅硫化礦浮選工藝研究[J].有色金屬:選礦部分,2013(5)：98-113.

[7] 顧幗華,王淀佐,劉如意.硫酸銅活化閃鋅礦的電化學機理[J].中南工業(yè)大學學報,1999(4):374-379.

Beneficiation Technology on a Refractory Cu-Pb-Zn Polymetallic Ore in Qinghai

Xiao Jun1,2Chen Daixiong1,2Dong Yanhong1,2Yang Jianwen1,2Hu Bo1,2

(1.Hunan Research Institute for Non-ferrous Metals；2.Hunan Province Key Laboratory for Complex Copper Lead Zinc Associated Metal Resources Comprehensive Utilization)

According to the characteristics of a Cu-Pb-Zn polymetallic sulphide ore, the technological process including preferential flotation of copper-lead floatation from copper tailings-zinc and sulfur activated flotation from lead tailings-separation of zinc from sulphur was proposed and implemented. Copper concentrate with 22.50% Cu, 4.20% Pb, 6.49% Zn, and copper recovery of 91.52%, Lead concentrate with 3.20% Cu, 17.37% Pb,11.20% Zn, and Pb recovery of 13.96%，Zinc concentrate with 0.55% Cu, 2.01% Pb, 46.20% Zn, and Zn recovery of 85.89%, Sulfur concentrate with 35.54% S are obtained, realizing high efficiency and comprehensive recovery of the ore.

Complex copper-lead-zinc ore, Polymetallic ore, Preferential flotation, Combined inhibitor

2015-04-15)

肖 駿(1987—)，男，助理工程師，碩士，410100 湖南省長沙市芙蓉區(qū)亞大路99號。