低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究.pdf

低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究 ① 肖军辉１，２， 吴 强２， 王进明２， 王 振１，２ （１．固体废物处理与资源化教育部重点实验室，四川 绵阳 ６２１０１０； ２．西南科技大学 环境与资源学院，四川 绵阳 ６２１０１０） 摘 要 对四川汉源地区某高硫型低品位铜铅多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究。 采用混合浮选得到铜铅混合精矿，铜铅混 合精矿经铜铅分离，分别得到铜品位 １８．７２％、含铅 ０．６６％、含硫 ２２．０３％、铜回收率 ８７．１２％的铜精矿和铅品位 ５９．６６％、含铜 ０．５８％、 含硫 １４．８９％、铅回收率 ８５．７２％的铅精矿；铜铅混合浮选尾矿再浮选可进一步得到硫品位 ４８．７３％、含铜 ０．０５％、含铅 ０．２２％、硫回收 率 ８７．９３％的硫精矿，实现了该低品位多金属硫化矿中有价金属的综合回收。 关键词 铜铅多金属硫化矿； 黄铜矿； 方铅矿； 黄铁矿； 浮选； 铜精矿； 硫精矿； 铅精矿 中图分类号 ＴＤ９５２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１７．０６．０１０ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１７）０６－００４５－０６ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｌｅａｎ Ｃｏｐｐｅｒ⁃Ｌｅａｄ Ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ Ｓｕｌｆｉｄｅ Ｏｒｅ ＸＩＡＯ Ｊｕｎ⁃ｈｕｉ１，２， ＷＵ Ｑｉａｎｇ２， ＷＡＮＧ Ｊｉｎ⁃ｍｉｎｇ２， ＷＡＮＧ Ｚｈｅｎ１，２ （１．Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｓｏｌｉｄ Ｗａｓｔｅ Ｔｒｅａｔｍｅｎｔ ａｎｄ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ Ｒｅｃｙｃｌｅ， Ｍｉｎｉｓｔｒｙ ｏｆ Ｅｄｕｃａｔｉｏｎ， Ｍｉａｎｙａｎｇ ６２１０１０， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ ａｎｄ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ， Ｓｏｕｔｈｗｅｓｔ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｍｉａｎｙａｎｇ ６２１０１０， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔｅｓｔｓ ｗｅｒｅ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ ｆｏｒ ａ ｈｉｇｈ⁃ｓｕｌｆｕｒ ｌｅａｎ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｈａｎｙｕａｎ ａｒｅａ ｉｎ Ｓｉｃｈｕａｎ ｐｒｏｖｉｎｃｅ． Ｔｈｅ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｂｕｌｋ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｆｒｏｍ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗａｓ ｔａｋｅｎ ａｓ ｔｈｅ ｆｅｅｄ ｏｒｅ ｆｏｒ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ８７．１２％ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ １８．７２％ Ｃｕ， ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ０．６６％ Ｐｂ ａｎｄ ２２．０３％ Ｓ； ８５．７２％ ｌｅａｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｔｏ ａ ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ５９．６６％ Ｐｂ， ０．５８％ Ｃｕ ａｎｄ １４．８９％ Ｓ． Ｍｅａｎｗｈｉｌｅ， ａ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ４８．７３％ Ｓ， ０．０５％ Ｃｕ ａｎｄ ０．２２％ Ｐｂ ｗｉｔｈ ｃｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇ ８７．９３％ Ｓ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｂｙ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔａｉｌｉｎｇｓ． Ｉｔ ｉｓ ｃｏｎｃｌｕｄｅｄ ｔｈａｔ ｖａｌｕａｂｌｅ ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ｉｎ ｔｈｉｓ ｌｅａｎ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ ｃａｎ ｂｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｉｓ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅｓ； ｃｈａｌｃｏｐｙｒｉｔｅ； ｇａｌｅｎａ； ｐｙｒｉｔｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ； ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ； ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 四川汉源地区的低品位铜铅矿石中，铜、铅以硫化 矿为主。 矿石结构有自形晶、它形晶、网脉状及交代结 构等，矿石构造主要有浸染状、脉状和团块构造等；矿 物嵌布粒度较细，属于难选多金属矿石。 针对该类型 的高硫低品位铜铅矿的处理工艺主要有优先浮选、混 合浮选、部分混合优先浮选等选别工艺流程［１－２］。 目 前，该地区主要针对高品位的铜、铅矿进行处理，对于 低品位铜、铅的综合利用水平较低。 随着当地高品位 铜铅矿产资源日益枯竭，对该地区高硫型低品位铜铅 矿进行综合回收铜、铅、硫试验研究，对促进四川汉源 地区的低品位铜铅矿的综合利用具有积极意义。 １ 矿石性质及试验方法 １．１ 试样性质 以四川雅安汉源地区某高硫型低品位铜铅矿为研 究对象，试样表层有轻微氧化现象，黄铁矿结晶颗粒较 明显，粒度 ０．００９～０．１１ ｍｍ；在显微镜下可见黄铜矿、方 铅矿的晶体颗粒较小，分别为 ０．００５～０．０８ ｍｍ、０．００～ ０．０９ ｍｍ，呈条带状分布，有较少部分呈浸染状，嵌布粒 度较细；脉石矿物主要为长石、云母、方解石、绿泥石、 白云石等。 试样主要化学成分分析结果如表 １ 所示， 铜铅物相分析结果见表 ２。 ①收稿日期 ２０１７－０５－２８ 基金项目 中国博士后科学基金资助项目（２０１４Ｍ５６０７３４）；西南科技大学基金项目（１７ＬＺＸ６１５） 作者简介 肖军辉（１９８１－），男，四川中江人，博士（后），副教授，硕士研究生导师，主要从事选冶理论与新工艺方面的研究工作。 第 ３７ 卷第 ６ 期 ２０１７ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥTＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３７ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１７ 万方数据 表 １ 原矿主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＦｅＡｓＳＭｇＯＣａＯ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ０．２６ １．０９０．０５１９．２６ ０．００６ ２０．６９５．２２６．８７１８．６６４．９８ 表 ２ 原矿铜铅物相分析结果 铜物相含量／ ％铅物相含量／ ％ 原生硫化铜０．２４硫化铅１．０１ 次生硫化铜０．０１氧化铅０．０３ 游离氧化铜０．００６碳酸铅０．０４ 结合氧化铜０．００４硫酸铅０．０１ 全铜０．２６全铅１．０９ 从表 １ ～ ２ 可知试样含铜 ０．２６％、铅 １．０９％、硫 ２０．６９％，铜以黄铜矿为主、铅以方铅矿为主、硫以黄铁 矿为主，属于典型的高硫低品位铜铅多金属硫化矿。 矿石中主要有价矿物为黄铜矿、方铅矿、黄铁矿，且黄 铜矿和方铅矿嵌布粒度较细，黄铁矿嵌布粒度相对较 粗一些。 同时含有大量石英、绿泥石、方解石、白云母 等脉石矿石。 因此，该低品位铜铅多金属硫化矿主要 回收的有价元素为铜、铅及硫。 １．２ 试验方法 由于该低品位铜铅矿矿石中铜以黄铜矿为主、铅 以方铅矿为主、硫以黄铁矿为主，且黄铁矿所占比例远 超过黄铜矿和方铅矿，为此，采用铜铅混合浮选得到铜 铅混合精矿后再进一步分离铜、铅得到铜精矿和铅精 矿；浮选铜、铅后的尾矿再采用浮选进一步回收黄铁矿 得到硫精矿。 试验中主要仪器设备包括 Ｘ 衍射仪、原 子吸收仪、ＩＣＰ⁃ＡＥＳ 分析仪、锥型球磨机、挂槽式浮选 机、ｐＨ 计、电磁搅拌器、盘式真空过滤机、干燥箱、分级 筛等。 试验所用药剂包括乙基黄药、戊基黄药、丁基黄 药、丁铵黑药、硫酸、硫酸铜、硅酸钠、石灰、碳酸钠、松 醇油等，均为分析纯药剂。 ２ 结果与分析 ２．１ 铜铅混合浮选预先富集试验 由于试样中铜、铅品位较低，同时黄铁矿含量较 高，在选矿工艺中一般遵循“能拿早拿、能弃早弃”的 原则，故采用铜铅混合浮选工艺得到铜铅混合精矿，试 验原则工艺流程如图 １ 所示。 ２．１．１ 捕收剂种类及用量试验 硫化矿浮选捕收剂主要有乙基黄药、丁基黄药、戊 基黄药、丁铵黑药、钠黑药、白药等，结合原矿矿石性 质，选择乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药、丁铵黑药作为 铜铅混合浮选的捕收剂。 磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９５％、浮选浓度 ２５％、石灰＋碳酸钠调整矿浆 ｐＨ ＝ １０、 松醇油用量 ４０ ｇ／ ｔ，不同捕收剂用量试验结果如表 ３～ ６ 所示。 原矿 磨矿 调整剂 抑制剂 捕收剂 起泡剂 混合 浮选 铜铅混合精矿尾矿 图 １ 铜铅混合浮选原则工艺流程 表 ３ 乙基黄药用量试验结果 乙基黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ 铜铅混合精矿４．０５４．８７１６．４５７５．９８６１．２１ ４０尾矿９５．９５０．０６５０．４４２４．０２３８．７９ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿３．０１５．２６１７．６８６０．８６４８．６２ ６０尾矿９６．９９０．１１０．５８３９．１４５１．３８ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿３．２２５．０５１６．５５６２．４６４８．７０ ８０尾矿９６．７８０．１００．５８３７．５４５１．３０ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿３．９３４．２９１５．８７６４．８８５６．９９ １００尾矿９６．０７０．０９５０．４９３５．１２４３．０１ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 从表 ３ 可知提高乙基黄药用量，有利于提高铜铅 混合精矿分选指标。 随着乙基黄药用量增加，精矿品 位有所降低，回收率升高。 综合考虑，乙基黄药用量 ６０ ｇ／ ｔ 较合理，可以得到铜品位 ５．２６％、铅品位 １７．６８％、 铜回收率 ６０．８６％、铅回收率 ４８．６２％的铜铅混合精矿。 表 ４ 丁基黄药用量试验结果 丁基黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ 铜铅混合精矿４．７０２．７２７．５６５０．０３３２．６２ ４０尾矿９５．３００．１３０．７７４９．９７６７．３８ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿５．１４２．５３７．２１５０．２０３４．２５ ６０尾矿９４．８６０．１４０．７５４９．８０６５．７５ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿５．９６２．２１７．０３５０．０１３８．５６ ８０尾矿９４．０４０．１４０．７１４９．９９６１．４４ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿６．４２２．１６６．９１５０．０３４０．７２ １００尾矿９３．５８０．１５０．６９４９．９７５９．２８ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 从表 ４ 可知，丁基黄药的分选指标明显差于乙基 黄药的分选指标，铜、铅品位及综合回收率均较低。 这 表明丁基黄药不宜作为铜铅混合浮选捕收剂。 ６４矿 冶 工 程第 ３７ 卷 万方数据 表 ５ 戊基黄药用量试验结果 戊基黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ 铜铅混合精矿４．６６４．３５１６．２５４９．９６６９．４２ ４０尾矿９５．３４０．２１３０．３５５０．０４３０．５８ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿４．９８４．１９１５．８７８０．２６７２．２２ ６０尾矿９５．０２０．０５４０．３２１９．７４２７．７８ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿５．３３４．０２１５．０７８２．５０７３．８８ ８０尾矿９４．６７０．０４８０．３０１７．５０２６．１２ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿５．８７３．７７１４．１９８２．１５７６．６２ １００尾矿９４．１３０．０４１０．２７１７．８５２３．３８ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 从表 ５ 可知，戊基黄药能显著提高混合精矿金属 综合回收率，但铜铅混合精矿金属品位较低。 综合考 虑，戊基黄药用量 ８０ ｇ／ ｔ 较合理，可以得到铜品位 ４．０２％、铅品位 １５．０７％、铜回收率 ８２．５０％、铅回收率 ７３．８８％的铜铅混合精矿。 表 ６ 丁铵黑药用量试验结果 丁铵黑药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ 铜铅混合精矿６．５２２．３５９．３３５８．９８５５．５８ ４０尾矿９３．４８０．１１０．５２４１．０２４４．４２ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿６．７９２．０１８．６７５２．４０５３．９１ ６０尾矿９３．２１０．１３０．５４４７．６０４６．０９ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿６．６９１．９３７．５５４９．７１４６．２１ ８０尾矿９３．３１０．１４０．６３５０．２９５３．７９ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 铜铅混合精矿６．７５１．８８６．２３４８．７６３８．５１ １００尾矿９３．２５０．１４０．７２５１．２４６１．４９ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 从表 ６ 可知，丁铵黑药对铜铅混合浮选的捕收效 果较差，精矿铜品位在 ２％左右，铅品位在 ８％左右，铜 铅综合回收率也较低。 故丁铵黑药不宜作为铜铅混合 浮选的捕收剂。 ２．１．２ 组合捕收剂配比及用量试验 乙基黄药与戊基黄药作为硫化矿捕收剂时选择性 能和捕收性能有较大差异［３－５］，即乙基黄药选择性较 好，戊基黄药捕收性能较好，但二者作为单独捕收剂的 浮选效果均不太理想，因此将乙基黄药和戊基黄药按 一定比例混合作为组合捕收剂，进行试验，磨矿细度 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９５％、浮选浓度 ２５％、石灰＋碳酸钠 调整矿浆 ｐＨ＝１０、组合捕收剂总用量４０ ｇ／ ｔ、松醇油用 量 ４０ ｇ／ ｔ 条件下，组合捕收剂配比及用量试验结果如 图 ２ 所示。 30 20 10 0 90 60 30 0 品位／ 回收率／ ● ▲ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ∶1 1∶1 2.5 乙基黄药与戊基黄药配比 ∶1 1.5∶1 2 铜品位 铅品位 铜回收率 铅回收率 ○ △ 图 ２ 乙基黄药与戊基黄药配比试验结果 从图 ２ 可知，采用乙基黄药和戊基黄药作铜铅混 合浮选的捕收剂综合了乙基黄药的选择性和戊基黄药 的捕收性。 随着戊基黄药所占比例加大，混合精矿金 属品位均有所升高，当乙基黄药与戊基黄药质量比小 于 １∶１．５ 时，混合精矿金属回收率下降明显。 因此，乙 基黄药和戊基黄药质量配比 １ ∶１．５ 较合理，此时可得 到铜品位 ３．９２％、铅品位 １３．２３％、铜回收率 ７５．０８％、 铅回收率 ６１．０１％的铜铅混合精矿。 采用乙基黄药和戊基黄药作为组合捕收剂浮选铜 铅矿，分选效果明显。 在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９５％、浮选浓度 ２５％、石灰＋碳酸钠调整矿浆 ｐＨ ＝ １０、 乙基黄药和戊基黄药按质量比 １ ∶１．５ 组合作捕收剂、 松醇油用量 ４０ ｇ／ ｔ 条件下，组合捕收剂用量对铜铅混 合浮选指标的影响如图 ３ 所示。 从图 ３ 可知，提高组 合捕收剂用量对混合精矿金属综合回收率影响尤其明 显，铜回收率可提高至 ９４％以上，铅回收率也可提高至 ８０％以上。 综合考虑，组合捕收剂用量 ６０ ｇ／ ｔ 较合理， 即乙基黄药和戊基黄药用量分别为 ２４ ｇ／ ｔ 和 ３６ ｇ／ ｔ， 此时可得到铜品位 ３．８３％、铅品位 １２．４５％、铜回收率 ８３．０８％、铅回收率 ６５．０２％的铜铅混合精矿。 30 20 10 0 100 80 60 40 20 0 品位／ 回收率／ ● ▲ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ 80204060 铜品位 铅品位 铜回收率 铅回收率 ○ △ 组合捕收剂用量／g t-1 图 ３ 组合捕收剂用量试验结果 ２．１．３ 矿浆 ｐＨ 值试验 在浮现过程中采用石灰和碳酸钠调整矿浆 ｐＨ 值，其中石灰的主要作用是抑制黄铁矿，碳酸钠的作用 ７４第 ６ 期肖军辉等 低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究 万方数据 则是作矿浆分散剂以及矿浆 ｐＨ 值调整剂［６－８］。 磨矿 细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９５％、浮选浓度 ２５％、石灰＋碳 酸钠调整矿浆 ｐＨ 值、乙基黄药用量 ２４ ｇ／ ｔ、戊基黄药 用量 ３６ ｇ／ ｔ、松醇油用量 ４０ ｇ／ ｔ 条件下，进行了矿浆 ｐＨ 值条件试验，结果如图 ４ 所示。 60 50 40 30 20 10 0 100 90 80 70 60 50 40 30 品位／ 回收率／ ● ▲ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ 1291011 铜品位 铅品位 铜回收率 铅回收率 ○ △ pH值 图 ４ 矿浆 ｐＨ 值试验结果 从图 ４ 可知，矿浆 ｐＨ 值对浮选指标影响较明显， ｐＨ＜１１ 时，混合精矿铜铅品位及回收率均下降；ｐＨ＞１１ 时，混合精矿铜铅品位升高，但其综合回收均下降。 因 此，浮选矿浆 ｐＨ＝１１ 较合适。 ２．１．４ 磨矿细度试验 磨矿细度是反映矿物分选过程中单体解离程度的 一个重要指标，通常情况下，粒度过细，矿物比表面积 增大，在浮选过程中会消耗较多的浮选药剂；反之，磨 矿细度不够，矿物单体解离程度不够，连生矿物比例增 加，同样不利于分选的进行［９］。 因此，合理的选择磨 矿细度，不仅有利于提高浮选指标，同时也可降低磨矿 成本。 浮选浓度 ２５％、石灰＋碳酸钠调整矿浆 ｐＨ＝１１、 乙基黄药用量 ２４ ｇ／ ｔ、戊基黄药用量 ３６ ｇ／ ｔ、松醇油 ４０ ｇ／ ｔ，磨矿细度试验结果见表 ７。 表 ７ 磨矿细度试验结果 磨矿 细度 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ －０．１００ ｍｍ ９５％ 铜铅混合精矿３．９８５．２３２０．１９８１．２６７３．６１ 尾矿９６．０２０．０５０．３０１８．７４２６．３９ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ －０．０７４ ｍｍ ９５％ 铜铅混合精矿４．０１５．７５２２．６８８８．８９８３．２９ 尾矿９５．９９０．０３０．１９１１．１１１６．７１ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ －０．０４５ ｍｍ ９５％ 铜铅混合精矿３．４０６．８７２７．６６８８．９６８６．６５ 尾矿９６．６００．０３０．１５１１．０４１３．３５ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ －０．０３８ ｍｍ ９５％ 铜铅混合精矿２．９９７．１２２８．３３８１．４４７７．７４ 尾矿９７．０１０．０５０．２５１８．５６２２．２６ 合计１００．０００．２６１．０９１００．００ １００．００ 从表 ７ 可知，随着磨矿细度提高，混合精矿铜、铅 品位逐渐升高，但回收率呈先升高后降低的变化趋势。 综合考虑，磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９５％较合适，此 时可得到铜品位 ６．８７％、铅品位 ２７．６６％、铜回收率 ８８．９６％、铅回收率 ８６．６５％的铜铅混合精矿。 ２．１．５ 浮选浓度试验 浮选浓度也是影响浮选分选指标的一个重要因 素，在浮选生产工艺中，浮选浓度是反应分选设备单位 处理量的参数，浮选浓度提高，浮选机单位设备处理能 力提高；反之，处理能力降低［１０］。 磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９５％、石灰＋碳酸钠调整矿浆 ｐＨ＝１１、乙基黄药 用量 ２４ ｇ／ ｔ、戊基黄药用量 ３６ ｇ／ ｔ、松醇油用量 ４０ ｇ／ ｔ， 浮选浓度试验结果如图 ５ 所示。 50 40 30 20 10 0 100 90 80 70 60 品位／ 回收率／ ● ▲ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ ● ○ ▲ △ 35202530 铜品位 铅品位 铜回收率 铅回收率 ○ △ 浮选浓度／ 图 ５ 浮选浓度试验结果 从图５ 可知，浮选浓度低于２５％时，主要影响混合 精矿的金属回收率；浮选浓度 ２５％和 ３０％时浮选指标 差异较小，因此，浮选浓度 ３０％较合适，此时可得到铜 品位 ６．９２％、铅品位 ２８．２１％、铜回收率 ９１．５６％、铅回 收率 ８９．０３％的铜铅混合精矿。 ２．２ 铜铅混合精矿分离试验 采用铜铅混合浮选工艺对四川汉源地区高硫型铜 铅硫化矿进行预先富集得到了比较理想的铜铅混合精 矿，达到了预先抛尾的目的。 为进一步分离铜铅混合 精矿中的铜、铅以得到合格的铜精矿和铅精矿产品，采 用图 ６ 所示工艺流程进行了铜铅混合精矿铜铅分离试 验，结果如表８ 所示。 铜铅分离可得到铜品位 １８．６５％、 铜铅混合精矿药剂单位g/t 精 选 尾矿 活性炭脱药 碳酸钠 重铬酸钾 乙基黄药 松醇油 铜铅 分离 铜精矿 pH9 200 10 10 铅 精选 铅精矿中矿 图 ６ 铜铅混合精矿分离试验工艺流程 ８４矿 冶 工 程第 ３７ 卷 万方数据 表 ８ 铜铅混合精矿分离试验结果 产品 名称 作业产率 ／ ％ 品位／ ％作业回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ 铜精矿３５．０６１８．６５０．６８９４．５００．８５ 铅精矿４５．６４０．６８５９．２２４．４８９５．８１ 中矿８．６６０．０４６．６８０．０５２．０５ 尾矿１０．６４０．６３３．４３０．９７１．２９ 合计１００．００６．９２２８．２１１００．００１００．００ 含铅 ０．６８％、铜作业回收率 ９４．５０％的铜精矿和铅品位 ５９．２２％、含铜 ０．６８％、铅作业回收率 ９５．８１％的铅精矿， 铜、铅分离指标较理想。 ２．３ 铜铅混合浮选尾矿回收硫试验 由于矿石中含有大量黄铁矿，而黄铁矿作为制备 硫酸的原料之一，有综合回收价值。 铜铅混合浮选尾 矿主要化学成分分析结果如表 ９ 所示。 对该尾矿进行 了浮选回收黄铁矿的试验研究，其工艺流程如图 ７ 所 示，结果见表 １０。 从表 １０ 可知，采用一次粗选两次精 选浮选工艺回收铜铅混合浮选尾矿中的黄铁矿，得到了 硫品位４８．６５％、含铜 ０．０６％、含铅 ０．２５％、硫作业回收率 ８７．９７％的硫精矿，实现了有价元素硫的综合回收利用。 表 ９ 铜铅混合浮选尾矿主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＦｅＡｓＳＭｇＯＣａＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ０．０３０．１３０．０３２０．１００．００８２１．１５５．４１７．２２１９．２１５．１４ 铜铅混合浮选尾矿药剂单位g/t 黄铁矿 浮选 尾矿 活性炭脱药 硫酸 硫酸铜 乙基黄药 松醇油 精选 1 pH6.5 200 40 20 精选 2 硫精矿 图 ７ 铜、铅混合浮选尾矿回收硫试验工艺流程 表 １０ 铜、铅混合浮选尾矿回收硫试验结果 产品 名称 作业产率 ／ ％ 品位／ ％作业回收率／ ％ ＳＣｕＰｂＳＣｕＰｂ 硫精矿３８．２４４８．６５０．０６０．２５８７．９７７８．７９７２．０７ 尾矿６１．７６４．１２０．０１０．０６１２．０３２１．２１２７．９３ 合计１００．００２１．１５０．０３０．１３１００．００１００．００１００．００ ２．４ 全流程试验 全流程试验工艺流程见图 ８，结果如表 １１ 所示。 活性炭脱药 碳酸钠 重铬酸钾 乙基黄药 松醇油 pH9 200 10 10 活性炭脱药 硫酸 硫酸铜 乙基黄药 松醇油 pH6.5 200 40 20 试样 磨矿 药剂单位g/t -0.045 mm占95 铜铅 混合浮选 铜铅 分离 铅 精选 铅精矿 精 选 黄铁矿 浮选 精选 1 石灰碳酸钠 乙基黄药 戊基黄药 松醇油 pH11 24 36 40 精选 2 尾矿硫精矿铜精矿 图 ８ 全流程试验工艺流程 表 １１ 全流程试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＳＣｕＰｂＳ 铜精矿１．２２１８．７２０．６６２２．０３８７．１２０．７４１．３０ 铅精矿１．５７０．５８５９．６６１４．８９３．４７８５．７２１．１３ 硫精矿３７．３３０．０５０．２２４８．７３７．１２７．５１８７．９３ 尾矿５９．８８０．０１０．１１３．３３２．２９６．０３９．６４ 合计１００．０００．２６１．０９２０．６９１００．００１００．００１００．００ 从表 １１ 可知，采用全浮选工艺处理四川汉源高硫 型低品位铜铅多金属硫化矿，得到了铜品位 １８．７２％、 含铅 ０．６６％、含硫 ２２．０３％、铜回收率 ８７．１２％的铜精 矿，铅品位 ５９．６６％、含铜 ０．５８％、含硫 １４．８９％、铅回收 率 ８５．７２％的铅精矿和硫品位 ４８．７３％、含铜 ０．０５％、含 铅 ０．２２％，硫回收率 ８７．９３％的硫精矿。 全流程试验分 选指标较为理想，实现了该矿石中有价金属铜、铅、硫 的综合回收利用。 ３ 结 论 １） 四川汉源低品位铜铅矿原矿含铜 ０．２６％、铅 １．０９％、硫２０．６９％，铜以黄铜矿为主、铅以方铅矿为主、 硫以黄铁矿为主。 其中，黄铜矿和方铅矿嵌布粒度较 细，绿泥石、石英、云母等脉石矿物含量较高，属于典型 的高硫低品位铜铅多金属硫化矿。 ２） 采用乙基黄药和戊基黄药组合捕收剂混合浮 选铜、铅，得到了铜品位 ６．９２％、铅品位 ２８．２１％、铜回 收率 ９１．５６％、铅回收率 ８９．０３％的铜铅混合精矿，达到 了预先抛尾的目的。 ３） 铜铅混合精矿进行铜铅分离，得到了铜品位 ９４第 ６ 期肖军辉等 低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究 万方数据 １８．７２％、含铅 ０．６６％、含硫 ２２．０３％、铜回收率 ８７．１２％ 的铜精矿和铅品位 ５９．６６％、含铜 ０．５８％、含硫 １４．８９％、 铅回收率 ８５．７２％的铅精矿；铜铅混合浮选尾矿再进行 浮选，得到了硫品位 ４８．７３％、含铜 ０．０５％、含铅 ０．２２％、 硫回收率 ８７．９３％的硫精矿。 实现了四川汉源地区高 硫型低品位铜铅多金属硫化矿中有价金属铜、铅、硫的 综合回收利用。 参考文献 ［１］ 贾振宏，胡凤英． 低品位铜矿资源开发利用状况和选矿工艺技术 综述［Ｊ］． 有色矿冶， 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