某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验

某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验黄建芬【摘要】针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫—铜铅混浮—混合精矿铜铅分离—混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究.在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90％的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79％、铜回收率为55.78％的铜精矿,铅品位为51.34％、铅回收率为83.55％的铅精矿,锌品位为45.63％、锌回收率为62.71％的锌精矿,硫品位为35.12％、硫回收率为80.08％的硫精矿.铜精矿含银229.53g/t,铅精矿含银196.20g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29％.%According to the characteristics of Copper-Lead-Zinc Multi-Metal Minerals, beneficiation tests is made by adopting the principle flow-sheet of desuphurization magnetic separation-copper-lead mixed beneficiation-copper-lead separation from rough mixed concentrate-zinc concentration from mixed tailings. Under the grinding fineness of -0.074 mm 90% , the final copper concentrate with Cu grade of 24.79% and recovery of 55.78% , lead concentrate with Pb grade of 51. 34% and recovery of 83.55 % , zinc concentrate with Zn grade of 45. 63 % and recovery of 62. 71 % , Sulfur concentrate with S grade of 35. 12% and the recovery of 80.08% , were obtained respectively through the process of sulfur concentration by one low intensity magnetic separation, copper-lead mixed flotation by one-roughing, two-cleaning and two-scavenging, copper-lead separation by one-roughing, two-cleaning and one-scavenging, zinc concentration byone-roughing, three-cleaning and two-scavenging, and middles back to the flow sheet in order. Copper concentrate contains silver of 229. 53 g/t, and lead concentrate contains silver of 196. 20 g/t. Total silver recovery from copper and lead concentrates reached 50. 29%.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2012(000)011【总页数】5页(P76-79,162)【关键词】铜铅锌多金属矿;脱硫磁选;铜铅混合浮选;铜铅分离;锌浮选;Tc-1;T-101【作者】黄建芬【作者单位】西北矿冶研究院【正文语种】中文某铜铅锌多金属硫化矿共生关系密切，铜品位较低，锌矿物主要为铁闪锌矿，磁黄铁矿含量高达38%，属典型的复杂多金属硫化矿。

前期研究表明，铜、铅矿物浮选分离难度大，锌精矿品位难以提高是制约该矿石开发利用的主要因素。

针对该复杂铜铅锌多金属矿的性质特点，采用磁选脱硫—铜铅混浮—混精铜铅分离—混浮尾矿选锌的原则流程成功地实现了有用成分的分离。

该矿石为复杂多金属硫化矿，金属矿物主要有磁黄铁矿、方铅矿、铁闪锌矿、黄铜矿等，其次有黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、菱铁矿、菱锌矿、菱锌铁矿、白铅矿、铅矾、蓝铜矿、孔雀石等;脉石矿物主要有石英、方解石、白云石、长石及碳质等。

矿石中黄铜矿、方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿嵌布粒度粗细不均、共生关系复杂，大多呈中、细粒嵌布，黄铜矿、方铅矿、闪锌矿中－9 μm粒级含量分别达到10.50%、10.81%、12.83%。

磁黄铁矿为矿石中含量最高的矿物，约占矿物总量的38%;铁闪锌矿含铁12.6%，属高铁闪锌矿。

矿石主要化学成分分析结果见表1，铜、铅、锌物相分析结果见表2。

由表1可以看出，矿石中除铜、铅、锌、硫具有单独回收价值外，银具有综合回收价值。

由表2可以看出，矿石中铜、铅、锌均以硫化物为主，可浮性较好，因此可采用浮选工艺回收。

矿石中硫含量较高，主要以磁黄铁矿的形式存在，探索试验结果表明，弱磁选脱硫效果良好，磁场强度以79.62 kA/m为宜，因此试验重点研究铜铅锌的分离。

2.1 磨矿细度试验磨矿细度试验流程见图1，试验结果见表3。

由表3可以看出，随着磨矿细度的提高，硫粗精矿硫品位和回收率、铜铅混合粗精矿铜铅品位和回收率、锌粗精矿锌品位和回收率均呈先快后慢的上升趋势，尾矿铜、铅、锌、硫品位均呈先快后慢的下降趋势。

综合考虑，确定磨矿细度为－0.074 mm占90%。

2.2 铜铅混浮粗选乙基黄药用量试验铜铅混浮粗选乙基黄药用量试验给矿为1次弱磁粗选选硫尾矿，采用1次粗选流程，石灰用量为4 000 g/t，亚硫酸钠为 800 g/t，硫酸锌为 600 g/t，25#黑药为30 g/t，试验结果见图2。

由图2可以看出，随着乙基黄药用量的增大，铜铅混合粗精矿铜、铅品位及回收率逐步提高，当乙基黄药用量超过40 g/t以后，铜、铅回收率提高的幅度减小，铜、铅品位略有降低，且锌回收率有提高趋势。

因此，乙基黄药用量以40 g/t为宜。

2.3 铜铅分离粗选铅抑制剂Tc－1用量试验铜铅分离粗选铅抑制剂用量试验采用1次粗选流程，给矿为1粗2精(1次精选石灰、亚硫酸钠、硫酸锌用量均为粗选的1/8，2次精选为空白精选)铜铅混浮精矿，活性炭用量为120 g/t(对原矿，下同)，乙基黄药为10 g/t，2#油为5 g/t，试验结果见图3。

由图3可以看出，随着Tc－1用量的增大，铜粗精矿铜品位显著上升、铜回收率小幅下降，铅品位和铅回收率大幅度下降，表明方铅矿被强烈抑制。

综合考虑，确定Tc－1用量为240 g/t。

2.4 选锌药剂用量试验2.4.1 锌粗选石灰用量试验锌粗选给矿为1粗2扫(药剂用量见图7)铜铅混浮尾矿，磁黄铁矿抑制剂石灰粗选用量试验采用1次粗选流程，硫酸铜用量为150 g/t，乙基黄药为40 g/t，2#油为 25 g/t，试验结果见图 4。

由图4可以看出，随着石灰用量的增大，锌粗精矿锌品位呈上升趋势，回收率先升后降。

综合考虑，确定锌粗选石灰用量为4 000 g/t。

2.4.2 锌粗选硫酸铜用量试验铁闪锌矿活化剂硫酸铜粗选用量试验采用1次粗选流程，石灰用量为4 000 g/t，乙基黄药为40 g/t，2#油为 25 g/t，试验结果见图 5。

由图5可以看出，随着硫酸铜用量的增大，锌粗精矿锌品位呈先升后降的趋势，锌回收率先升高后维持在高位。

综合考虑，确定锌粗选硫酸铜用量为150 g/t。

2.4.3 锌精选硫辅助抑制剂T－101用量试验由于矿石中磁黄铁矿含量较高，且硫酸铜在锌粗选活化铁闪锌矿的同时对弱磁选未脱除彻底的磁黄铁矿有明显的活化作用，锌精选作业单一用石灰抑制磁黄铁矿效果有限，且锌精矿锌品位难以达到43%，探索试验表明，用T－101与石灰联合抑制磁黄铁矿效果显著，因此，进行了锌精选磁黄铁矿辅助抑制剂T－101用量试验。

锌精选硫辅助抑制剂T－101用量试验以锌粗精矿为给矿，采用3次精选流程，3次精选石灰用量分别为500、200、200，T－101仅在第1次精选作业添加，试验结果见图6。

由图6可以看出，随着T－101用量的增大，锌精矿锌品位上升、回收率先升后降。

综合考虑，确定适宜的T－101用量为200 g/t。

2.5 闭路试验在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验研究。

试验流程见图7，试验结果见表4。

由表4可以看出，在磨矿细度为－0.074 mm占90%的条件下，采用1次弱磁选脱硫、1粗2精2扫铜铅混合浮选、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石，获得了铜品位为 24.79%、含银 229.53 g/t、铜回收率为55.78%、银回收率为8.27%的铜精矿，铅品位为51.34、银含量为196.20 g/t、铅回收率为83.55%、银回收率为42.02%的铅精矿，锌品位为45.63%、含银50.31 g/t、锌回收率为62.71%、银回收率为6.75%的锌精矿，硫品位为35.12%、含银13.75 g/t、硫回收率为80.08%、银回收率为26.43%的硫精矿。

(1)某铜铅锌多金属硫化矿属高硫、高铁矿石，铜、铅、锌矿物嵌布粒度较细，铜、铅、锌、硫、铁的相互嵌布关系复杂，属难处理铜铅锌多金属硫化矿。

(2)在磨矿细磨为－0.074 mm占90%的条件下，采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混合浮选、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石，获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿，铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿，锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿，硫品位为35.12%，硫回收率为80.08%的硫精矿。

铜精矿含银229.53 g/t，铅精矿含银196.20 g/t，铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。

(3)磨矿后首先进行脱硫磁选、铜铅分离采用方铅矿抑制剂Tc－1、锌精选采用T－101和石灰联合抑制磁黄铁矿是本项工艺技术方案中的3个技术关键。

【相关文献】［1］王荣生，师建中，唐顺华，等.某银铜铅锌多金属矿选矿工艺试验研究［J］. 矿冶，2004(3):38-41.［2］李荣改，宋翔宇，张雨田，等.复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究［J］.矿冶工程，2012(1):42-45.［3］范娜，李天恩，段珠，等.复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究［J］.矿冶工程，2011(4):48-50.［4］童雄、周庆华，何剑，等.铁闪锌矿的选矿研究概况［J］.金属矿山，2006(6):9-12. ［5］张成强，李洪潮，张颖新，等.某复杂铜铅锌多金属矿浮选试验研究［J］.现代矿业，2009(3):41-43.。