某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究 SU Yong;ZHANG Li-min;SUN Wei 【摘 要】对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究.结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25％、铜回收率73.88％,铅精矿铅品位59.91％、铅回收率82.06％,锌精矿锌品位50.15％、锌回收率91.82％,硫精矿硫品位49.96％、硫回收率74.14％.通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点.

【期刊名称】《矿冶工程》 【年(卷),期】2019(039)003 【总页数】5页(P46-50) 【关键词】浮选;黝铜矿;多金属硫化矿;铜铅混浮;铜铅分离 【作 者】SU Yong;ZHANG Li-min;SUN Wei 【作者单位】;; 【正文语种】中 文 【中图分类】TD923

作为关系到国计民生的重要金属，铜铅锌被广泛地应用于工农业生产等诸多领域［1］，而铜铅锌金属的主要来源为铜铅锌硫化矿。一般铜铅锌多金属硫化矿矿物组成复杂，选矿产品种类多，各目的矿物相互致密共生，嵌布粒度细且不均匀，这些特点造成该类矿石分选流程较复杂、单体解离困难［2］。某铜铅锌矿原矿中铜主要以黝铜矿形式赋存，矿石中硫铁矿含量高达50%以上，金属硫化物之间共生关系复杂，部分目的矿物嵌布粒度微细，矿石的这些特点导致铜铅精矿品位偏低，铅精矿砷、锑含量超标。目前选厂采用优先浮选工艺流程，原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占85%，采用一粗两精两扫的浮选工艺获得铜精矿，铜浮选尾矿采用一粗三精两扫的浮选工艺获得铅精矿，铅浮选尾矿采用一粗两精两扫获得锌精矿，锌尾矿采用一粗一扫一精获得硫精矿，但现有选厂生产指标存在铜铅回收率偏低、铜铅精矿互含严重的缺点，铜回收率仅为62%，铅回收率75%，锌回收率90%。 针对该矿矿石性质，本文采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌、硫。 1 矿石性质 原矿主要化学成分分析结果见表1。矿石中可供回收的有价组分为铜、铅、锌、硫。矿石中主要金属矿物有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿，其次为毒砂、黝铜矿、车轮矿，偶见白铅矿、菱锌矿；脉石矿物以白云石、方解石、石英为主，其次为云母、高岭石。 表1 原矿主要成分化学分析结果（质量分数）／%? 矿样的构造类型主要为块状构造：大部分黄铁矿、闪锌矿、方铅矿等常呈致密块状-块状构造产出；其次为浸染状构造：矿石中闪锌矿、方铅矿、毒砂等金属矿物在脉石中呈星点、稀疏浸染状分布。 原矿中铜主要以黝铜矿形式存在，多在方铅矿中以细粒包裹形式产出，粒径一般在30 μm以下，会随着铅浮选进入铅精矿中，从而导致铅精矿含砷、锑超标，因此必须进行铜铅分离，以获得合格的铅精矿。 方铅矿属于中细粒嵌布，0.019 mm以下的铅占总铅的15%以上，且复杂交代黄铁矿、闪锌矿，这部分铅解离困难，易随黄铁矿一起进入硫精矿中，少部分进入到锌精矿中。 闪锌矿主要与黄铁矿、方铅矿等呈致密块状、团块状产出，粒径较为粗大，粒径一般在 0.2～2.5 mm 之间，较易回收。 2 方案选取 铜铅锌多金属矿常采用优先浮选、混合浮选、部分混合浮选、等可浮等方案进行浮选［3-7］。根据矿石性质，考察了优先浮选、铜铅混浮-铜铅尾矿浮锌-锌尾矿浮硫、铜铅锌混浮等工艺对铅锌硫的回收情况。方案探索试验结果表明，采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺流程回收原矿中的有价元素。 3 试验结果与讨论 3.1 铜铅混浮 3.1.1 磨矿细度条件试验 按照图1所示流程，进行了磨矿细度条件试验，结果见图2。 图1 条件试验流程 图2 磨矿细度试验结果 结果表明，随着磨矿细度增加，铜铅回收率有所增加，当磨矿细度达到-0.074 mm粒级占65%以后，铜铅回收率增加不明显，因此，磨矿细度选择-0.074 mm粒级占65%较为适宜。 3.1.2 抑制剂用量条件试验 该矿部分方铅矿与黄铁矿复杂交代共生，在方铅矿浮选时，如果加强黄铁矿的抑制必然会造成铅精矿回收率偏低。本研究的技术思路是在铜铅混浮时，将与铅复杂共生的一部分黄铁矿一并浮起。因此黄铁矿抑制剂种类与用量的选择非常关键，抑制能力过强，部分包裹铅的黄铁矿被抑制，无法达到提高铜铅回收率的目的；抑制能力过弱，黄铁矿上浮量过大，对后续精选造成压力过大，甚至无法获得合格的精矿产品。经方案对比，最终确定采用六偏磷酸钠＋石灰＋硫酸锌的组合抑制剂对黄铁矿与脉石进行抑制。 按照图1所示流程，在磨矿细度-0.074 mm粒级占65%、六偏磷酸钠用量150 g／t条件下进行了石灰用量试验，结果见图3。结果表明，随着石灰用量增加，铜铅粗精矿铜铅回收率略有降低，但当石灰用量超过800 g／t后，铜铅回收率大幅度降低，因此，石灰的合适用量为 800 g／t。 石灰用量800 g／t，其他条件不变，进行了六偏磷酸钠用量试验，结果见图4。结果表明，随着六偏磷酸钠用量增加，铜铅粗精矿铜铅品位增加，当六偏磷酸钠用量超过150 g／t后，铜铅粗精矿品位增加不明显，因此，六偏磷酸钠用量为150 g／t时获得的铜铅粗精矿的品位与回收率较理想。 图3 石灰用量试验结果 图4 六偏磷酸钠用量条件试验结果 3.1.3 捕收剂种类试验 按照图1所示流程，在捕收剂用量为50 g／t条件下考察了乙硫 药、丁铵黑药＋25号黑药、乙黄药＋25号黑药、丁黄药、苯胺黑药＋25号黑药、乙黄药对铜铅混浮的影响，结果见表2。其中组合药剂的比例均为1∶1。结果表明，乙硫氮＋25号黑药、丁铵黑药＋25号黑药以及苯胺黑药＋25号黑药选择性较好，铜铅粗精矿品位较高，但回收率略低；丁黄药以及乙黄药获得铜铅粗精矿回收率较高，但选择性较差。这是因为，丁黄药与乙黄药较其他药剂，对黄铁矿的捕收能力强，与黄铁矿复杂共生的方铅矿一起进入精矿，提高了方铅矿的回收率。综合比较，以乙黄药＋25号黑药为捕收剂获得的铜铅粗精矿品位与回收率均较理想。 表2 捕收剂种类试验结果? 3.1.4 捕收剂用量条件试验 25号黑药与乙黄药比例为1∶1，其他条件不变，进行了捕收剂总用量试验，结果见图5。结果表明，随着捕收剂总用量增加，铜铅粗精矿铜铅回收率增加，品位降低，当捕收剂用量达到50 g／t后，铜铅粗精矿回收率增加不明显，但品位继续下降，因此，捕收剂总用量以50 g／t为宜。 图5 捕收剂用量条件试验结果 3.1.5 铜铅混浮粗精矿再磨细度条件试验 原矿中部分方铅矿复杂交代黄铁矿，黝铜矿以细粒形式被包裹于方铅矿中，因此铜铅混浮粗精矿需经再磨才能提高铜铅矿物解离度。以铜铅混合浮选粗精矿为给矿进行一次空白精选，研究了再磨细度对铜铅精矿选别指标的影响，结果见图6。结果表明，随着再磨细度增加，铜铅精矿铜铅品位与回收率增加，当再磨细度达到-0.037 mm粒级占80%以后，铜铅浮选回收率增加不明显，因此，再磨细度选择-0.037 mm粒级占80%为宜。 图6 再磨细度条件试验结果 3.2 铜铅分离 由于黝铜矿与方铅矿的可浮性相近［8-9］，黝铜矿与方铅矿的分离比黄铜矿与方铅矿的分离难度大很多。欲实现黝铜矿与方铅矿的分离，需强化方铅矿的抑制。经过多种方案比较，本次铜铅分离采用活性炭进行预先脱药，然后采用Z-200为捕收剂、水玻璃＋CMC＋YZ（YZ是一种无机物，不常用于铜铅分离作业）为组合抑制剂强化方铅矿的抑制，其中YZ对方铅矿的选择性抑制效果最为明显。按照图7所示流程进行了YZ用量条件试验，结果见表3。此处混合精矿是指经过一次粗选二次扫选二次精选闭路试验获得的铜铅混合浮选精矿。由表3结果可知，在YZ用量为500 g／t时，获得的铜精矿与铅精矿品位与回收率较为理想，因此，YZ用量以500 g／t为宜。 图7 铜铅分离试验流程 表3 铜铅分离粗选YZ用量试验结果? 3.3 锌浮粗选硫酸铜用量试验 按照图8所示流程对铜铅混合浮选闭路尾矿采用浮选回收锌，锌浮选粗选硫酸铜用量试验结果见图9。结果表明，随着硫酸铜用量增加，锌精矿锌品位降低、锌回收率升高，硫酸铜的适宜用量为700 g／t。 图8 铜铅混合浮选尾矿回收锌试验流程 图9 硫酸铜用量条件试验结果 3.4 闭路试验 在上述试验确定的工艺流程与药剂制度的基础上进行了全流程闭路试验，试验结果见表4，试验流程见图10。采用该工艺流程与药剂制度获得的铜精矿铜品位18.25%、铜回收率 73.88%，铅精矿铅品位 59.91%、铅回收率82.06%，锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%，硫精矿硫品位 49.96%、硫回收率 74.14%。 表4 全流程闭路试验结果? 4 工业改造与实践 工业改造的原则是尽可能地利用现有设备。根据试验确定的工艺流程和药剂制度对现场流程实施了改造。具体改造方案包括： 1）磨矿系统：降低磨矿细度，将原有的两段磨矿改为一段磨矿，原有的二段磨矿改为铜铅粗精矿再磨。 2）主体浮选系统：闲置原铜浮选系统，原选铅浮选系统改为铜铅混合浮选系统，磨矿后的矿浆自搅拌桶直接引入原铅粗选浮选槽进行铜铅混合浮选，混合浮选尾矿进入原锌浮选系统照常选锌，锌浮选尾矿进入选硫系统进行硫浮选。 3）新建铜铅分离系统：铜铅混合精矿经新安装的浓密机浓缩脱药后进行再磨，再