西藏某次生銅礦銅鉛分離試驗研究

摘要：西藏某次生銅礦為銅鉛混合礦石，銅礦物主要以輝銅礦形式存在，鉛礦物以方鉛礦形式存在。通過探索試驗可知，該礦石所得精礦中銅、鉛2種元素分離困難，故最終確定采用優(yōu)先選銅再選鉛的浮選流程，采用抑制劑YS02和YS04可實現對方鉛礦的有效抑制，高選擇性捕收劑BS09可獲得鉛品位合格的銅精礦。在磨礦細度-0.074 mm占比65 %，選銅作業(yè)流程為一次粗選三次掃選，選鉛作業(yè)流程為一次粗選三次掃選三次精選條件下獲得銅品位24.63 %、銅回收率81.05 %的銅精礦，鉛品位45.59 %、鉛回收率81.32 %的鉛精礦，試驗指標較為理想。

關鍵詞：輝銅礦；方鉛礦；優(yōu)先浮選；銅鉛分離；工業(yè)優(yōu)化試驗

中圖分類號：TD952""""""""""文章編號：1001-1277（2024）08-0075-06

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20240812

引"言

復雜多金屬硫化礦常含有銅、鉛、鋅等多種有價金屬，這些硫化礦一般嵌布粒度較細，且部分礦物可浮性相近，采用常規(guī)選礦方法難以獲得合格精礦［1］。雖然中國有色金屬礦產資源種類較為齊全，但大部分資源具有貧、細、雜的特點，綜合利用程度低［2］，而銅、鉛又是其中重要戰(zhàn)略性金屬元素。因此，實現銅鉛有效分離是大勢所趨。目前，銅鉛分離的傳統(tǒng)方法如氰化法和重鉻酸鹽法由于對環(huán)境污染較大而逐漸被淘汰［3-4］，且所得混合精礦富含大量藥劑，在銅鉛分離作業(yè)前需要進行脫藥，否則浮選分離很難進行［5］。試驗樣品取自西藏某礦山，初期該礦山銅礦與鉛礦可以實現分別采礦、分別入選。但是，隨著礦脈厚度變薄，銅礦和鉛礦無法進行分采，只能以銅鉛混合礦石形式采出，選礦廠按照原有選礦工藝處理該礦石，所得精礦銅鉛互含嚴重，不利于產品銷售，因此，對該銅鉛混合礦石進行浮選試驗研究。

1"礦石性質

1.1"化學成分分析

銅鉛混合礦石化學成分分析結果見表1。

由表1可知：該礦石含銅0.52 %、含鉛1.18 %、含硫1.38 %、含銀28.68 g/t、含碳5.01 %，有價金屬元素為銅和鉛，其他元素不具備綜合回收價值。脈石礦物主要為石英。

1.2"物相分析

銅物相分析結果見表2，鉛物相分析結果見表3。

由表2、表3可知：該礦石中銅主要以次生硫化銅形式存在，占97.02 %，并且該次生硫化銅主要礦物為輝銅礦，其可浮性好，極易上??；鉛礦物主要以方鉛礦形式存在，占91.23 %。

2"條件試驗

銅鉛混合礦石中所含礦物種類繁多，嵌布粒度較細，嵌布關系復雜，在浮選分離過程中互含嚴重，較難分離［6］。平時多采用浮選法進行選別，如優(yōu)先浮選、混合浮選—銅鉛分離浮選。其中，優(yōu)先浮選又可以分為優(yōu)先選銅再選鉛和優(yōu)先選鉛再選銅2種；混合浮選—銅鉛分離浮選也可分為混合精礦抑鉛浮銅和混合精礦抑銅浮鉛2種。通過探索試驗發(fā)現，對該礦石直接抑鉛浮銅，銅精礦中銅回收率較高且鉛品位較低，浮選分離效果較好，故后續(xù)試驗對優(yōu)先選銅再選鉛工藝進行詳細研究。

2024年第8期/第45卷""礦業(yè)工程礦業(yè)工程""黃"金

2.1"磨礦細度

為使礦石中礦物充分解離，并將礦石磨到適于浮選的粒度［7］，浮選作業(yè)前需要進行磨礦作業(yè)［7-8］。根據現場實際情況，銅礦物和鉛礦物以銅鉛混合礦石形式采出，磨礦可實現有用礦物和脈石礦物單體解離。采用混合浮選流程進行一次粗選試驗，考察磨礦細度對銅鉛回收效果的影響，磨礦細度-0.074 mm占比分別為60 %、65 %、70 %，CaO用量600 g/t，捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥用量40 g/t+20 g/t，起泡劑2號油用量20 g/t。試驗流程見圖1，試驗結果見表4。

由表4可知：在磨礦細度-0.074 mm占比60 %～70 %，粗精礦中銅、鉛回收率均較高，說明磨礦細度對浮選指標影響較小。結合現場生產實踐，試驗確定磨礦細度為-0.074 mm占比65 %。

2.2"捕收劑種類

由于硫化銅礦和方鉛礦表面性質相近，使得二者可浮性相近，因此進行銅鉛分離難度較大［9］。優(yōu)先選銅工藝中，選擇對銅選擇性好、對鉛選擇性差的捕收劑尤為重要，所以試驗首先進行優(yōu)先選銅捕收劑種類試驗。粗選條件為：磨礦細度-0.074 mm占比65 %，抑制劑YS02+YS04+Na2S用量4 000 g/t+1 000 g/t+300 g/t，起泡劑2號油用量10 g/t，捕收劑用量10 g/t。采用一次粗選一次精選流程進行捕收劑種類試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表5。

由表5可知：BS09作捕收劑，銅精礦中銅品位達到36.98 %、銅回收率65.84 %，鉛品位8.87 %、鉛回收率5.46 %，說明BS09對銅選擇性較好，對鉛選擇性較差，所以試驗確定捕收劑為BS09。

2.3"抑制劑用量

2.3.1"Na2S用量

抑制劑的主要作用是營造有利于浮選藥劑作用的環(huán)境、改善礦物表面狀況和礦漿離子組成，通過調整pH使得目的礦物達到所需電位，實現離子的吸附，從而達到浮選分離的目的［10］。Na2S是銅鉛混合礦石分離浮選中常用的抑制劑。粗選條件為：磨礦細度-0.074 mm占比65 %，起泡劑2號油用量10 g/t，抑制劑YS02+YS04用量4 000 g/t+1 000 g/t，捕收劑BS09用量10 g/t。采用一次粗選一次掃選兩次精選流程進行Na2S用量試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表6。

由表6可知：隨著Na2S用量的提高，中礦和尾礦總銅回收率逐漸增大，尾礦中鉛回收率逐漸降低。由此可見，加入Na2S不利于銅礦物的上浮，反而有利于鉛礦物的上浮。試驗確定不再添加Na2S。

2.3.2"YS02+YS04用量

粗選條件為：磨礦細度-0.074 mm占比65 %，捕收劑BS09用量10 g/t，起泡劑2號油用量10 g/t。采用一次粗選一次掃選流程進行YS02+YS04用量試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表7。

由表7可知：YS02+YS04用量由4 000 g/t+1 000 g/t提高至6 000 g/t+1 500 g/t，銅精礦銅回收率由57.92 %降至50.85 %。由此可見，YS02+YS04用量過大將對銅的上浮產生不利影響。試驗確定YS02+YS04用量為4 000 g/t+1 000 g/t。

2.4"H2SO4用量

粗選條件為：磨礦細度-0.074 mm占比65 %，捕收劑BS09用量10 g/t，起泡劑2號油用量10 g/t，抑制劑YS02+YS04用量4 000 g/t+1 000 g/t。采用一次粗選一次掃選流程進行H2SO4用量試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表8。

由表8可知：H2SO4用量由0增加至800 g/t，銅精礦中鉛品位分別為8.67 %、10.12 %、9.92 %，鉛回收率分別為10.00 %、11.00 %、13.16 %，銅精礦中鉛品位雖有變化，但變化幅度不大。試驗確定不添加H2SO4。

2.5"捕收劑用量

粗選條件為：磨礦細度-0.074 mm占比65 %，起泡劑2號油用量30 g/t，抑制劑YS02+YS04用量4 000 g/t+1 000 g/t。采用一次粗選兩次掃選流程進行捕收劑BS09用量試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表9。

由表9可知：隨著捕收劑BS09用量增加，銅精礦產率逐漸增加，銅精礦中鉛品位和鉛回收率均有明顯增加。由此可見，BS09用量增加有利于銅精礦中銅回收率的提高，但會導致較多鉛上浮。在BS09用量為10 g/t條件下，銅精礦銅品位26.43 %、鉛品位4.69 %、銅回收率67.53 %，粗選未上浮的銅可在掃選作業(yè)采用少量多次添加捕收劑的方式進一步回收，故試驗確定BS09用量為10 g/t。

3"綜合條件試驗

3.1"開路試驗

根據條件試驗結果，采用磨礦細度-0.074 mm占比65 %進行開路試驗，優(yōu)先選銅作業(yè)采用一次粗選三次掃選流程，浮銅尾礦選鉛作業(yè)采用一次粗選三次掃選三次精選流程。試驗流程見圖6，試驗結果見表10。

由表10可知：磨礦細度-0.074 mm占比65 %條件下，一次銅粗選即可獲得銅品位26.92 %、鉛

品位1.74 %銅、回收率75.14 %的銅精礦；選鉛作業(yè)經過一次粗選三次掃選三次精選作業(yè)，最終獲得鉛品位56.10 %、銅品位0.65 %、鉛回收率47.65 %的鉛精礦；尾礦銅品位0.06 %、鉛品位0.10 %，銅、鉛流失率分別為10.10 %、7.92 %。鉛精礦中鉛回收率較低，主要是銅掃選作業(yè)部分鉛流失于中礦中，在閉路試驗中需在銅掃選作業(yè)中減少捕收劑用量或加強對鉛礦物的抑制。

3.2"閉路試驗

采用磨礦細度-0.074 mm占比65 %進行閉路試驗，優(yōu)先選銅作業(yè)采用一次粗選三次掃選流程，浮銅尾礦選鉛作業(yè)采用一次粗選三次掃選三次精選流程。試驗流程見圖7，試驗結果見表11。

由表11可知：閉路試驗最終可獲得銅品位24.63 %、銅回收率81.05 %的銅精礦，鉛品位45.59 %、鉛回收率81.32 %的鉛精礦。

4"結"論

1）該銅鉛混合礦石含銅0.52 %、含鉛1.18 %、含硫1.38 %、含銀28.68 g/t、含碳5.01 %，有價金屬元素為銅和鉛，其他元素不具備綜合回收價值。

2）在磨礦細度-0.074 mm占比65 %，優(yōu)先選銅作業(yè)流程為一次粗選三次掃選，浮銅尾礦選鉛作業(yè)流程為一次粗選三次掃選三次精選條件下獲得銅品位24.63 %、銅回收率81.05 %的銅精礦，鉛品位45.59 %、鉛回收率81.32 %的鉛精礦，試驗指標較為理想。

［參 考 文 獻］

［1］"陳寧，王懷宇，程永高.銅鉛鋅多金屬硫化礦分離試驗研究［J］.濕法冶金，2011，30（2）：134-136.

［2］"毛益林，陳曉青，楊進忠，等.云南某銅鉛鋅多金屬礦石選礦試驗研究［J］.金屬礦山，2016（2）：82-86.

［3］"米麗平，孫春寶，李青，等.用組合抑制劑實現銅鉛高效分離的試驗研究［J］.金屬礦山，2009（8）：53-56.

［4］"劉利軍，衛(wèi)亞儒，謝建宏.某銅鉛多金屬礦浮-重聯合選礦工藝［J］.有色金屬，2006（4）：61-62，69.

［5］"劉守信，師偉紅.某銅鉛混合精礦浮選分離試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2008（5）：11-13.

［6］"葉岳華，王立剛，李成必.某復雜銅鉛鋅多金屬礦浮選分離技術研究［J］.有色金屬（選礦部分），2017（2）：9-14.

［7］"葉威.云南某多金屬硫化礦銅鉛分離的試驗研究［D］.長沙：中南大學，2012.

［8］"袁華瑋.臨滄銅鉛混合精礦浮選分離試驗研究［D］.昆明：昆明理工大學，2017.

［9］"王丞，嚴川明，羅文成，等.青海某銅鉛混合精礦銅鉛分離選礦試驗研究［J］.云南冶金，2022，51（3）：68-72.

［10］"A·A·阿布拉莫夫，陳經華，肖力子.礦物無捕收劑浮選的可行性及條件的理論分析［J］.國外金屬礦選礦，2007（9）：4-9，16.

Study on industrial optimization of copper-lead

separation of secondary copper ores in Xizang

Sun Wenxiang

（China Nonferrous Metals Int'l Mining Pakrut LLC.）

Abstract：A secondary copper ore in Xizang is mixed copper-lead ore，with copper primarily in the form of chalcocite and lead in the form of galena.Experimental exploration revealed that separating copper and lead in the result-ing concentrate from this ore is challenging.Therefore，a flotation process prioritizing copper separation followed by lead separation was determined to be optimal.In the experimental process，inhibitors YS02 and YS04 effectively suppressed galena，while the highly selective collector BS09 yielded copper concentrates with qualified lead grades.Ultimately，under the conditions of a grinding fineness of -0.074 mm accounting for 65 %，a copper separation process of once roughing and three times scavenging，and a lead separation process of once roughing，three times scavenging，and three times cleaning，the experiment achieved a copper grade of 24.63 % and a copper recovery rate of 81.05 % for copper concentrates，as well as a lead grade of 45.59 % and a lead recovery rate of 81.32 % for lead concentrates.The experimental indicators are considered ideal.

Keywords：chalcocite;galena;preferential flotation;copper-lead separation;industrial optimization experiment