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内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究 ① 简 胜1，2， 孙 伟1， 胡岳华1 1.中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410083； 2.云南省新技术选冶重点实验室,云南 昆明 650031 摘 要 对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究。 采用＂铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿再选锌＂的工艺流程,在磨 矿细度-0.074 mm 粒级占 80％条件下,优化药剂制度,获得了铜精矿铜品位 20.14％、铜回收率 40.27％,铅精矿铅品位 62.46％、铅回 收率 93.56％,锌精矿锌品位 48.84％、锌回收率 89.27％的选别指标,银总回收率达到了 88.01％。 关键词 多金属硫化矿； 浮选； 铜铅分离； 铅抑制剂； 铜精矿； 铅精矿； 锌精矿； 银 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.04.012 文章编号 0253-6099201904-0050-04 Beneficiation Technique for Complex Polymetallic Sulfide Ore from Inner Mongolia JIAN Sheng1,2, SUN Wei1, HU Yue-hua1 1.School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China； 2.Yunnan Key Laboratory for New Technology of Beneficiation and Metallurgy, Kunming 650031, Yunnan, China Abstract Flotation tests were conducted to dress a Cu-Pb-Zn polymetallic sulfide ore from Inner Mongolia by using a flowsheet consisting of Cu-Pb bulk flotation, Cu/ Pb separation and Zn flotation from tailings. As a result, the test with an optimal reagent system and with a grinding fineness of -0.074 mm 80％ produced a copper concentrate approaching 20.14％ Cu grade at 40.27％ recovery, a lead concentrate at 62.46％ Pb grade at 93.56％ recovery and a zinc concentrate at 48.84％ Zn grade at 89.27％ recovery, with the total silver recovery attaining 88.01％. Key words polymetallic sulfide ore； flotation； Cu/ Pb separation； lead depressant； copper concentrate； lead concentrate； zinc concentrate； silver 自然界中,单一铜、铅、锌矿石资源较少,目前探明 和开发利用的多为复杂、共生矿石资源［1］。 虽然中国 的铜、铅、锌资源储量均处于世界前列,但主要以伴生 硫化矿石为主,且嵌布粒度细,给分离带来了极大的难 度,目前主要采用浮选方法进行综合回收［2-6］。 本文 针对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿,在工艺矿物学的 基础上,对该矿进行了试验研究,确定了铜铅混浮-铜 铅分离-再浮锌的工艺流程；通过优化药剂制度,使铜 铅锌得到有效分离,获得了较好的浮选指标。 1 原矿性质 内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿原矿化学多元素分 析结果见表 1,铜、铅、锌物相分析结果分别见表 2～4。 矿石的主要组成矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁 矿。 铅主要以独立矿物形式赋存于方铅矿、铅矾、白铅 矿中,方铅矿多与闪锌矿、黄铁矿连生或混杂分布,偶 见与黄铜矿、毒砂连生或磁黄铁矿包裹于方铅矿中,粒 度一般在 0.1～5 mm 之间。 锌主要以独立矿物形式赋 存于闪锌矿中,闪锌矿多与方铅矿、黄铁矿连生或包裹 于黄铁矿中,少数与磁黄铁矿、黄铜矿、毒砂连生,常见 黄铜矿包裹于闪锌矿中,偶见方铅矿、磁黄铁矿包裹于 闪锌矿中或与菱铁矿混杂分布,粒度一般在 0.01 ～ 3 mm 之间。 铜主要以独立矿物形式赋存于黄铜矿中, 表 1 矿石主要化学成分分析结果质量分数 / CuPbZnAl2O3CaOMgO 0.112.173.4310.631.731.24 FeAu1Ag1 SiO2 AsGe1 10.92＜0.158.848.480.2110.9 1 单位为 g/ t。 ①收稿日期 2019-01-15 作者简介 简 胜1972-,男,四川资中人,博士研究生,教授级高级工程师,主要研究方向为选矿工艺及药剂。 第 39 卷第 4 期 2019 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №4 August 2019 ChaoXing 表 2 矿石铜物相分析结果 铜相态含量/ ％分布率/ ％ 硫酸铜＜0.01 游离氧化铜＜0.01 结合氧化铜＜0.01 硫化铜0.10100.00 总铜0.10100.00 表 3 矿石铅物相分析结果 铅相态含量/ ％分布率/ ％ 硫酸铅0.125.55 碳酸铅0.020.93 硫化铅2.0293.43 铅铁矾及其他0.002 10.09 总铅2.162100.00 表 4 矿石锌物相分析结果 锌相态含量/ ％分布率/ ％ 硫酸锌＜0.01 硅酸锌＜0.01 硫化锌3.43100.00 锌铁尖晶石及其它＜0.01 总锌3.43100.00 多数包裹于闪锌矿中,粒度较细；偶见与方铅矿、黄铁 矿、闪锌矿连生,粒度较粗,一般在 0.002～1 mm 之间； 包裹于闪锌矿中的黄铜矿粒度较细,一般在 0.002 ～ 0.01 mm,还有部分在 0.002～0.004 mm 之间。 2 试验流程选择 由原矿性质考查可知,矿石中的主要目的矿物是 黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,还伴生有金、银。 黄铜矿、方 铅矿可浮性相似,均属可浮性较好的矿物,用捕收能力 较弱的捕收剂就能较好地回收,而闪锌矿可浮性较差, 因此在抑制闪锌矿的情况下,采用选择性较好的捕收 剂混合浮选黄铜矿、方铅矿,得到铜铅混合精矿,尾矿 再浮选闪锌矿得到锌精矿,铜铅混合精矿分离后得到 铜精矿和铅精矿。 这种部分混合浮选-分离流程顺应 了矿物可浮性的差异,能得到较好的分选指标。 试验 原则流程见图 1。 原矿 铜铅 混合浮选 铜铅 分离浮选 铜精矿铅精矿 锌 浮选 锌精矿尾矿 图 1 试验原则流程 3 试验结果与讨论 3.1 铜铅混合浮选 矿石中除了含有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿外,还含 有黄铁矿,石灰是黄铁矿既有效又廉价的抑制剂,所以 本文采用石灰作为黄铁矿的抑制剂。 试验采用部分混 合浮选-分离流程,即先混合浮选黄铜矿和方铅矿,再 选闪锌矿的流程,所以混合浮选黄铜矿和方铅矿时,需 抑制闪锌矿。 闪锌矿的常规抑制剂主要有氰化物、硫 酸锌、亚硫酸及其盐、硫化钠等。 氰化物虽抑制效果 好,但因其有剧毒,污染环境,不予使用。 硫酸锌是抑 制闪锌矿最主要、最广泛、最常用的抑制剂之一。 选择 异丙基黄药25 号黑药2 ∶1作捕收剂。 铜铅混合浮 选流程见图 2。 铜铅 混选粗选 扫 选 尾矿铜铅混合精矿 原矿 磨矿 石灰 硫酸锌 异丙基黄药 25黑药 石灰 硫酸锌 异丙基黄药 25黑药 图 2 铜铅混合浮选试验流程 3.1.1 石灰用量试验 按照图 2 所示流程,在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 70％,硫酸锌用量粗选扫选,下同2 0001 000 g/ t, 捕收剂异丙基黄药用量 6030 g/ t、25 号黑药用量 3015 g/ t 条件下进行了石灰用量粗选扫选试验, 结果见表 5。 由表 5 可知,铜铅混合精矿铜和铅的回 收率随着石灰用量增加先提高再降低,过量的石灰会 抑制铜和铅矿物。 综合考虑,石灰最佳用量粗选扫 选为 2 0001 000 g/ t。 表 5 石灰用量试验结果 石灰用量 / gt -1 精矿产率 / ％ 铜铅混合精矿品位/ ％回收率/ ％ CuPbZnCuPbZn 1 000 5009.050.4018.963.6637.06 74.37 10.10 1 500 75011.130.4218.204.4245.84 93.83 14.89 2 000 1 00011.740.4117.324.9846.04 93.51 17.19 2 500 1 25011.320.4218.205.2347.68 92.81 17.36 3 000 1 5008.860.5222.565.3047.34 88.32 13.69 15第 4 期简 胜等 内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究 ChaoXing 3.1.2 硫酸锌用量试验 石灰用量 2 0001 000 g/ t,其他条件不变,进行了 硫酸锌用量试验,结果见表 6。 由表 6 可知,铜铅混合 精矿锌回收率和铅回收率均随硫酸锌用量增加而降 低,综合考虑,硫酸锌最佳用量粗选扫选为 2 000 1 000 g/ t。 表 6 硫酸锌用量试验结果 硫酸锌用量 / gt -1 精矿产率 / ％ 铜铅混合精矿品位/ ％回收率/ ％ CuPbZnCuPbZn 1 000 50011.300.4517.986.3948.54 92.71 20.70 1 500 75011.800.4217.125.4446.80 91.24 18.82 2 000 1 00012.000.4217.764.9647.85 93.80 17.67 2 500 1 25010.040.4520.174.5246.13 91.47 13.53 3 000 1 5009.310.4821.294.4146.68 91.28 12.18 3.1.3 磨矿细度试验 硫酸锌用量 2 0001 000 g/ t,其他条件不变,进行 了磨矿细度试验,结果见表 7。 由表 7 可知,铜铅混合 精矿铜回收率随磨矿细度增加而提高。 本文选择磨矿 细度-0.074 mm 粒级占 80％进行后续试验。 表 7 磨矿细度试验结果 -0.074 mm 粒级 含量/ ％ 精矿产率 / ％ 铜铅混合精矿品位/ ％回收率％ CuPbZnCuPbZn 558.810.5422.105.5446.53 89.52 13.78 639.490.5322.165.4847.44 94.32 14.57 7010.430.5319.726.2854.42 94.25 18.33 8010.280.4519.786.2658.12 94.18 18.03 3.1.4 异丙基黄药用量试验 磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％,固定 25 号黑药 用量粗选扫选5010 g/ t,其他条件不变,进行了异 丙基黄药用量试验,结果见表 8。 由表 8 可知,异丙基 黄药用量粗选扫选为 8030 g/ t 时,铅锌回收率最 高,回收效果较好。 表 8 异丙基黄药用量试验结果 异丙基黄药用量 / gt -1 精矿产率 / ％ 铜铅混合精矿品位/ ％回收率/ ％ CuPbZnCuPbZn 40 207.180.6329.756.5048.46 93.50 13.73 60 207.340.6828.966.3251.47 93.48 13.59 80 309.850.5721.365.9957.07 93.58 17.20 100 309.710.5621.346.0155.84 93.48 17.29 3.2 铜铅分离抑制剂试验 铜铅分离浮选中常采用抑铅浮铜工艺,根据多年 来铜铅分离的经验,采用活性炭作脱药剂,硫酸作 pH 调整剂,腐殖酸钠亚硫酸钠作铅矿物抑制剂,对铜铅 混合精矿进行铜铅分离,试验流程见图 3。 抑制剂用 量条件试验结果见表 9。 由表 9 可知,随着腐殖酸钠和 亚硫酸钠用量减少,铜精矿铜品位升高,只用亚硫酸钠 作抑制剂、用量 1 000 g/ t 时,铜精矿铜回收率最高。 因 此铜铅分离只用亚硫酸钠作抑制剂,用量为 1 000 g/ t。 铜铅混合精矿 硫酸 亚硫酸钠 腐植酸钠 200 g/t pH6 铜铅分离 粗选 精选 1 中矿2 铅精矿 精选 2 中矿1铜精矿 活性炭脱药 图 3 铜铅分离试验流程 表 9 铜铅分离抑制剂用量试验结果 亚硫酸钠腐殖酸钠 用量/ gt -1 精矿产率 / ％ 铜精矿品位/ ％回收率/ ％ CuPbZnCuPbZn 2 000 2000.0818.222.2813.28 14.200.080.35 2 000 1000.1018.552.2812.13 21.870.140.47 2 000 00.1320.062.2813.25 24.460.130.49 1 000 00.1121.232.3410.28 23.550.120.34 3.3 锌浮选试验 锌浮选给矿为铜铅混合浮选的尾矿,试验流程见 图 4。 锌 浮选 尾矿锌精矿 铜铅混合浮选尾矿 石灰 硫酸铜 丁黄药 图 4 锌浮选流程 3.3.1 硫酸铜用量试验 按照图 4 所示流程,石灰用量 2 000 g/ t、丁黄药用 量 100 g/ t、松醇油用量 20 g/ t 条件下,进行了锌粗选 硫酸铜用量试验,结果见图 5。 由图 5 可知,锌品位随 硫酸铜用量增加而降低,原因是硫酸铜用量增加,导致 部分黄铁矿被活化,从而影响锌品位。 锌回收率随硫 酸铜用量增加而提高,硫酸铜用量 100 g/ t 时,锌粗选 作业锌精矿锌品位和回收率最佳。 25矿 冶 工 程第 39 卷 ChaoXing 硫酸铜用量/g t-1 19 16 13 10 66 64 62 60 58 56 54 50100150200 锌品位/ 锌回收率/ ■ ◆ ■ ◆ ■ ◆ ■ ◆ 图 5 锌粗选硫酸铜用量试验结果 3.3.2 丁黄药用量试验 由工艺矿物学的研究结果可知,锌是以闪锌矿的 矿物形式存在,且平均含铁在 5％左右,从而导致该闪 锌矿的可浮性较差,即使经过硫酸铜活化,同样需要捕 收能力较强的捕收剂进行浮选,在生产实践中广泛使 用丁黄药、丁铵黑药等。 本文采用丁黄药为锌捕收剂。 按照图 4 所示流程,在硫酸铜用量 100 g/ t 条件下进行 了锌粗选丁黄药用量试验,结果见图 6。 由图 6 可知, 锌品位随丁黄药用量增加而降低,原因是丁黄药用量 增加,导致部分黄铁矿被捕收,从而影响锌品位。 锌回 收率随丁黄药用量增加而提高,丁黄药用量 100 g/ t 时,锌粗选作业锌精矿锌品位和回收率最佳。 丁黄药用量/g t-1 16 15 14 13 12 66.0 65.6 65.2 64.8 64.4 100150200250 锌品位/ 锌回收率/ ■ ◆ ■ ◆ ■ ◆ ■ ◆ 图 6 锌粗选丁黄药用量试验结果 3.4 闭路试验 在条件试验基础上进行了闭路流程试验,试验流 程见图 7,结果见表 10。 由表 10 可知,全流程闭路试 验可以得到铜品位20.14％、铜回收率 40.27％、银回收 率 9.86％的铜精矿,铅品位 62.46％、铅回收率 93.56％、 银回收率 56.24％的铅精矿和锌品位 48.84％、锌回收 率 89.27％、银回收率 21.92％锌精矿。 4 结 论 1 原矿含铜 0.11％、含铅 2.17％、含锌 3.43％,贵 金属金含量低于 0.1 g/ t,银含量 58.8 g/ t。 矿石中主要 铜铅 混合粗选 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占80 扫选 1精选 1 精选 2扫选 2 石灰 硫酸锌 异丙基黄药 25黑药 2000 2500 75 45 石灰 硫酸锌 异丙基黄药 25黑药 1000 1000 40 5 石灰 硫酸锌 400 1600 硫酸锌 异丙基黄药 500 20 石灰 硫酸锌 150 800 扫选 3 硫酸锌 异丙基黄药 300 20 精选 3 硫酸锌400 锌 粗选 扫 选精选 1 精选 2 石灰 硫酸铜 丁黄药 2700 100 100 石灰 丁黄药 1000 20 石灰600 石灰400 锌精矿 尾矿 精选 3 石灰200 铜铅分离 粗选 扫 选精选 1 精选 2 硫酸 亚硫酸钠 150 1200 硫酸 亚硫酸钠 50 200 Z-2005 铅精矿 铜精矿 活性炭脱药220 图 7 闭路试验流程 表 10 闭路试验结果 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ CuPbZnAg1CuPbZnAg 铜精矿0.2020.140.1215.19 3 054.6 40.270.010.839.86 铅精矿3.580.1962.465.00973.76.8693.564.8956.24 锌精矿6.690.700.2948.84203.146.940.8189.2721.92 尾矿89.530.010.150.208.35.945.625.0111.99 原矿100.000.102.393.6661.99 100.00 100.00 100.00 100.00 1 单位为 g/ t。下转第 62 页 35第 4 期简 胜等 内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究 ChaoXing 闭路试验结果表明,原矿 WO3品位 0.64％条件 下,经离心机重选抛尾-浮选,获得了产率 1.00％、WO3 品位 54.23％、回收率 84.75％的黑钨精矿。 4 结 语 1 柿竹园多金属矿矿石性质多变、原矿品位较 低,采用高梯度强磁分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮 选的选别流程,将可浮性相差较大的黑、白钨矿分别进 行选别,对柿竹园黑、白钨矿混合浮选工艺有了很大改 进,对高梯度强磁选获得的黑钨产品采用离心机重选 预先抛尾,提高黑钨矿浮选的入选品位,减少了黑钨矿 浮选给矿量,取得了较好的技术经济指标。 2 离心机重选抛尾-浮选流程处理黑钨矿给矿 WO3品位为 0.64％的高梯度磁选产品,获得了黑钨精 矿 WO3品位 54.23％、回收率 84.75％的选别指标。 3 新流程简单,节约设备投资,降低水、电、药剂 消耗,选矿成本低。 参考文献 ［1］ 孙传尧,程新朝,李长根. 钨铋钼萤石复杂多金属矿综合选矿新技 术 柿竹园法［J］. 中国钨业, 200458-14. ［2］ 王中明,尚衍波,傅贻谟. 复杂低品位钨钼铋多金属矿成套选矿新 技术研究课题研究报告［R］. 北京北京矿冶研究总院, 2009. ［3］ 梁溢强,严小陵,张旭东,等. 云南某复杂多金属钨钼矿选矿新工 艺研究［J］. 中国矿业, 20091268-71. ［4］ 赵 杰,刘 方,王中明. 湖南某多金属矿锡钨选矿试验研究［J］. 矿冶工程, 2017358-60. ［5］ 周晓文,罗仙平. 江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究［J］. 矿冶工程, 2014132-36. ［6］ 邱显扬,高玉德,韩兆元. 组合捕收剂对黑钨矿颗粒间相互作用的 影响研究［J］. 矿冶工程, 2012647-50. ［7］ 于 洋,孙传尧,卢烁十,等. 黑钨矿、白钨矿与含钙矿物异步浮选 分离研究［J］. 矿冶工程, 2012431-36. 引用本文 魏大为. 柿竹园黑钨选别新工艺中的离心机抛尾探索研究［J］. 矿冶工程， 2019，39（4）59-62. 上接第 53 页 金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,主要脉石 矿物为石英、绿泥石、方解石、白云母等。 2 采用铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿选锌的工艺 流程,全流程闭路试验可以获得铜精矿铜品位 20.14％、 铜回收率 40.27％,铅精矿铅品位 62.46％、铅回收率 93.56％,锌精矿锌品位 48.84％、锌回收率 89.27％,银 总回收率达到 88.01％。 参考文献 ［1］ 徐会华,蔡振波,林榜立. 广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石选矿 试验［J］. 金属矿山, 20171187-92. ［2］ 王道委,焦 芬,覃文庆,等. 湖南某铜铅混合精矿铜铅分离试验 研究［J］. 矿冶工程, 2018146-49. ［3］ 王周和,江 峰. 姚家岭复杂铜铅锌多金属矿选矿试验研究［J］. 铜业工程, 2018430-35. ［4］ 肖军辉,吴 强,王进明,等. 低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离 试验研究［J］. 矿冶工程, 2017645-50. ［5］ 杨 林,张锦仙,阚赛琼. 铜铅锌多金属硫化矿浮选研究现状及铜 铅无毒分离试验研究［J］. 云南冶金, 2018411-16. ［6］ 周艳飞. 内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验［J］. 金属矿 山, 2016885-88. 引用本文 简 胜，孙 伟，胡岳华. 内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿 技术研究［J］. 矿冶工程， 2019，39（4）50-53. 上接第 58 页 旋分级机作业,对细泥的减少带来的益处大于因磨矿细 度不够所带来的不利影响。 同时带来的问题是浮选给 矿粒度需更细才能达到与螺旋分级机相同的-0.074 mm 粒级负累积金属分布率。 4 随着高频细筛筛孔变小,系统处理量和小球值 呈下降趋势,说明该系统在不调整磨矿作业的情况下 作业出现了恶化情况。 恶化的原因是分级量效率下降 以及磨矿浓度降低。 与此同时,分级质效率略有提高。 5 对于只有一段磨矿的钨矿磨矿分级流程,采用 螺旋分级机和高频细筛组合分级、顺序返回的工艺具 有诸多现实意义。 通过模拟计算,设计流程中的螺旋 分级机及高频细筛0.150.2 mm 组合筛网的分级质 效率均低于试验中测得的结果；高频细筛给矿量也低 于对应试验水平,说明模拟具有一定的可行性,在现实 中还需进一步验证。 参考文献 ［1］ 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