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。
一、矿物性质
（一）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 |
Cu |
Pb |
Zn |
TFe |
S |
Au* |
Ag* |
|
含 量 |
0.55 |
1.68 |
4.15 |
11.05 |
10.72 |
1.0 |
311 |
|
元 素 |
C |
As |
Sb |
CaO |
MgO |
Al2O3 |
SiO2 |
|
含 量 |
2.48 |
0.03 |
0.13 |
5.25 |
6.22 |
6.35 |
42.80 |
*Au、Ag的含量单位为g/t。
（二）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。
（三）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 |
|
〉0.3 |
11.1 |
28.9 |
40.4 |
/ |
|
0.3-0.1 |
17.5 |
14.7 |
19.2 |
/ |
|
0.1-0.074 |
23.2 |
12.2 |
11.8 |
18.2 |
|
0.074-0.037 |
25.7 |
18.6 |
17.2 |
35.8 |
|
0.037-0.01 |
17.6 |
18.4 |
5.1 |
40.4 |
|
<0.01 |
4.9 |
7.2 |
6.3 |
5.6 |
|
合计 |
100 |
100 |
100 |
100 |
二、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。
（一）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- 74μm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 | ||||
|
Cu |
Pb |
Zn |
Cu |
Pb |
Zn | |||
|
8 |
粗精矿 |
6.86 |
3.87 |
17.67 |
20.54 |
48.21 |
72.14 |
33.95 |
|
9.5 |
粗精矿 |
6.37 |
4.53 |
20.11 |
18.67 |
52.26 |
76.24 |
28.66 |
|
10.5 |
粗精矿 |
5.84 |
5.31 |
23.14 |
17.58 |
56.48 |
80.43 |
24.74 |
|
11 |
粗精矿 |
5.58 |
6.03 |
25.04 |
15.34 |
61.24 |
83.15 |
20.62 |
|
11.5 |
粗精矿 |
5.42 |
6.45 |
26.18 |
13.85 |
63.56 |
84.46 |
18.09 |
|
12 |
粗精矿 |
5.03 |
6.53 |
26.56 |
13.24 |
59.71 |
79.53 |
16.04 |
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。
（一）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/(g·t-1) |
产品 |
产率 |
品位 |
回收率 | ||||
|
Cu |
Pb |
Zn |
Cu |
Pb |
Zn | |||
|
600+600 |
粗精矿 |
5.62 |
5.76 |
24.29 |
16.84 |
59.95 |
82.73 |
23.03 |
|
尾矿 |
94.38 |
0.23 |
0.30 |
3.35 |
40.05 |
17.27 |
76.97 | |
|
原矿 |
100.00 |
0.54 |
1.65 |
4.11 |
100.00 |
100.00 |
100.00 | |
|
1500+600 |
粗精矿 |
5.43 |
6.45 |
26.27 |
13.82 |
63.68 |
84.41 |
18.39 |
|
尾矿 |
94.57 |
0.21 |
0.28 |
3.52 |
36.32 |
15.59 |
81.61 | |
|
原矿 |
100.00 |
0.55 |
1.69 |
4.08 |
100.00 |
100.00 |
100.00 | |
|
1500+1000 |
粗精矿 |
5.16 |
6.68 |
27.06 |
12.57 |
60.47 |
83.11 |
15.62 |
|
尾矿 |
94.84 |
0.24 |
0.29 |
3.69 |
39.53 |
16.89 |
84.38 | |
|
原矿 |
100.00 |
0.57 |
1.68 |
4.15 |
100.00 |
100.00 |
100.00 | |
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。
（二）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10.5—11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。
（三）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/(g·t-1) |
产品 |
产率 |
品位 |
回收率 | ||||
|
Cu |
Pb |
Zn |
Cu |
Pb |
Zn | |||
|
乙硫氮30 苯胺15 |
粗精矿 |
6.62 |
4.37 |
20.57 |
18.04 |
53.57 |
82.53 |
29.05 |
|
尾矿 |
93.38 |
0.27 |
0.31 |
3.12 |
46.43 |
17.47 |
70.95 | |
|
原矿 |
100.00 |
0.54 |
1.65 |
4.11 |
100.00 |
100.00 |
100.00 | |
|
乙硫氮20 苯胺20 |
粗精矿 |
6.15 |
5.06 |
22.56 |
15.46 |
55.56 |
82.01 |
23.19 |
|
尾矿 |
93.85 |
0.27 |
0.32 |
3.36 |
44.44 |
17.99 |
76.81 | |
|
原矿 |
100.00 |
0.56 |
1.69 |
4.10 |
100.00 |
100.00 |
100.00 | |
|
乙硫氮15 苯胺30 |
粗精矿 |
5.43 |
6.45 |
26.27 |
13.82 |
63.68 |
84.41 |
18.39 |
|
尾矿 |
94.57 |
0.21 |
0.28 |
3.52 |
36.32 |
15.59 |
81.61 | |
|
原矿 |
100.00 |
0.55 |
1.69 |
4.08 |
100.00 |
100.00 |
100.00 | |
2．4 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 | ||||
|
Cu |
Pb |
Zn |
Cu |
Pb |
Zn | ||
|
铜精矿 |
30.51 |
28.34 |
7.28 |
6.01 |
93.89 |
4.87 |
28.12 |
|
铅精矿 |
69.49 |
0.81 |
62.38 |
7.38 |
6.11 |
95.13 |
71.82 |
|
铜铅混精 |
100.00 |
9.21 |
45.57. |
6.52 |
100.00 |
100.00 |
100.00 |
（五）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。
三、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7。
表7 小型闭路试验结果 %
|
产品 |
产率 |
品位 |
回收率 | ||||
|
Cu |
Pb |
Zn |
Cu |
Pb |
Zn | ||
|
铜精矿 |
1.32 |
28.54 |
7.05 |
5.83 |
65.62 |
5.54 |
1.85 |
|
铅精矿 |
2.51 |
0.89 |
55.69 |
6.74 |
4.06 |
83.21 |
4.08 |
|
锌精矿 |
7.38 |
0.56 |
0.73 |
51.09 |
7.51 |
3.21 |
90.87 |
|
尾矿 |
88.79 |
0.14 |
0.15 |
0.15 |
22.81 |
8.04 |
3.20 |
|
原矿 |
100.00 |
0.55 |
1.68 |
4.15 |
100.00 |
100.00 |
100.00 |
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。
四、结 论
（一）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。
（二）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。
免责声明：矿库网文章内容来源于网络，为了传递信息，我们转载部分内容，尊重原作者的版权。所有转载文章仅用于学习和交流之目的，并非商业用途。如有侵权，请及时联系我们删除。感谢您的理解与支持。
