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西藏某铜铅锌多金属矿选矿试验研究 ① 胡志凯， 于 洋， 陈经华 （北京矿冶研究总院 矿物加工科学与技术国家重点试验室，北京 １０２６００） 摘 要 对西藏某铜铅锌多金属矿进行了试验研究，采用铜铅混选再分离⁃锌浮选工艺，闭路试验获得了铜品位 ２６．４０％、回收率 ８３．７５％的铜精矿，铅品位 ６５．４２％、回收率 ８９．５０％的铅精矿，锌品位 ５４．６５％、回收率 ６３．０１％的锌精矿；金在铜精矿和铅精矿中的总 回收率为 ５６．０６％；银在铜精矿和铅精矿中的总回收率为 ６２．０５％。 试验采用无毒无污染铜铅分离抑制剂 ＢＫ５５６，为高原生态脆弱地 区矿产开发提供了新途径。 关键词 浮选； 多金属矿； 铜铅分离； 铜； 铅； 锌； 综合利用 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０６．０１２ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０６－００４６－０３ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｏｆ Ｃｕ⁃Ｐｂ⁃Ｚｎ Ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ Ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｔｉｂｅｔ ＨＵ Ｚｈｉ⁃ｋａｉ， ＹＵ Ｙａｎｇ， ＣＨＥＮ Ｊｉｎｇ⁃ｈｕａ （Ｓｔａｔｅ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， Ｂｅｉｊｉｎｇ Ｇｅｎｅｒａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０２６００， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｗａｓ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒ ａ Ｃｕ⁃Ｐｂ⁃Ｚｎ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｔｉｂｅｔ． Ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ｓｅｑｕｅｎｔｉａｌｌｙ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， Ｃｕ／ Ｐｂ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｚｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ． Ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ２６．４０％ ａｎｄ ８３．７５％， ａ ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｐｂ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ６５．４２％ ａｎｄ ８９．５０％，ａｎｄ ａ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｚｎ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ５４．６５％ ａｎｄ ６３．０１％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ， ｗｅｒｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｔｅｓｔ． Ｔｈｅ ｇｏｌｄ ａｎｄ ｓｉｌｖｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓ ｉｎ ｔｈｅ ｌｅａｄ ａｎｄ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ｒｅａｃｈｅｄ ５６．０６％ ａｎｄ ６２．０５％ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ａ ｎｏｎ⁃ｔｏｘｉｃ ａｎｄ ｎｏｎ⁃ｐｏｌｌｕｔｉｏｎ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ， ＢＫ５５６， ｗａｓ ｕｓｅｄ ｆｏｒ Ｃｕ／ Ｐｂ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｗｈｉｃｈ ｆａｖｏｒｅｄ ｔｈｅ ｄｅｐｏｓｉｔ ｅｘｐｌｏｒａｔｉｏｎ ｉｎ ｅｃｏｌｏｇｉｃａｌｌｙ ｆｒａｇｉｌｅ ｔａｂｌｅｌａｎｄ ｄｉｓｔｒｉｃｔｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ； Ｃｕ／ Ｐｂ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｃｏｐｐｅｒ； ｌｅａｄ； ｚｉｎｃ； ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ 地处高寒高海拔生态脆弱地区 西藏的铜铅锌 多金属矿资源储量大、矿石种类多、组成复杂、分离和 开发难度大，本文对此开展了铜铅锌多金属矿石中各 矿物的物性与工艺矿物学研究，开发出适合高寒高海 拔地区多金属矿石分离的高效低污染药剂，形成高寒 高海拔地区铜铅锌多金属矿的精细化选矿集成技术。 １ 原矿性质 矿样取自西藏某矿山，试验矿样拣选工艺矿物学 样品后进行破碎、混匀、缩分，并进行主要化学成分分 析，将原矿振磨至－０．０７４ ｍｍ 粒级占 １００％进行物相分 析，结果分别见表 １ 和表 ２。 从表 １～２ 可以看出，矿石 中主要回收元素为 Ｃｕ、Ｐｂ、Ｚｎ，同时伴生 Ａｕ 和 Ａｇ，可 考虑综合回收。 铜、铅、锌主要以硫化物的形式存在， 为硫化矿石。 矿石中的铜矿物主要为黄铜矿，其次为 斑铜矿；铅矿物主要是方铅矿；锌矿物主要是闪锌矿； 独立金矿物为碲金银矿、自然金、银金矿；独立银矿物 为碲银矿、自然银、辉银矿等；其它金属矿物主要有黄 铁矿、磁黄铁矿等。 脉石矿物主要为石榴子石（钙铁 榴石和钙铝榴石），其次为云母、石英和长石，另有少 量方解石、透辉石和硅灰石。 表 １ 矿石化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＡｕ１）Ａｇ１）ＭｏＷＯ３ＣａＯＭｇＯＡｌ２Ｏ３ ０．６０２．０２０．９６０．２０８１．９０ ０．０２１ ０．０８１ ２０．０５１．４９９．５０ Ｋ２ＯＮａ２ＯＦｅＭｎＳＣＰＡｓＳｉＯ２ ２．４８０．７３６．７８０．２２２．０８１．１３０．０７３ ０．０２４ ４５．５９ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ①收稿日期 ２０１６－０６－０２ 作者简介 胡志凯（１９８７－），男（土家族），湖北恩施人，工程师，硕士，主要研究方向为硫化矿选矿工艺及药剂研发。 第 ３６ 卷第 ６ 期 ２０１６ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１６ 万方数据 表 ２ 矿石化学物相分析结果 元素相别含量／ ％占有率／ ％ 自由氧化铜０．０１１．６５ 原生硫化铜０．４５７４．３８ 铜次生硫化铜０．１４２３．１４ 结合铜０．００５０．８３ 总铜０．６０５１００．００ 氧化物０．０８３．９４ 铅硫化物１．９５９６．０６ 合计２．０３１００．００ 氧化物０．０３３．０９ 锌硫化物０．９４９６．９１ 合计０．９７１００．００ ２ 浮选试验研究 目前，铜铅锌多金属矿石的选矿工艺主要有铜铅 混合浮选再分离⁃锌浮选和铜铅锌依次优先浮选 ２ 种 工艺流程［１］，该矿石中黄铜矿与方铅矿均具有很好的 可浮性，因此采用铜铅混合浮选再分离⁃锌浮选工艺 流程。 前期工艺矿物学研究表明磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒 级占 ７０％时，有用矿物基本单体解离，因此确定磨矿 细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％。 ２．１ 铜铅混选试验 根据文献及试验研究成果，石灰可有效改善铜铅 混浮矿浆条件［２－５］，试验过程中添加 １ ０００ ｇ／ ｔ 石灰调 节矿浆 ｐＨ 值。 为防止铜铅混浮时锌矿物上浮，需要 添加硫酸锌 １ ０００ ｇ／ ｔ 作为闪锌矿抑制剂。 为考察不同捕收剂对铜铅矿物的捕收效果，进行 了捕收剂种类试验，捕收剂用量为 ２５ ｇ／ ｔ，试验流程见 图 １，结果见表 ３。 其中 ＢＫ９０８ 为北京矿冶研究总院 自制特效捕收剂，主要官能团为硫氨酯类，ＢＫ２０４ 为北 矿院自制起泡剂，主要官能团为醇类。 结果表明， Ｚ２００ 对铜有很好的选择性，乙硫氮对铅捕收能力较 强，乙黄药选择性较差，综合比较，ＢＫ９０８ 效果最佳。 B3 ;/ 1000 63 A0g/t 43 1000 7.5 2 min 5 min -0.074 mmC70 2 min 图 １ 硫酸锌用量流程 表 ３ 捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ 铜铅粗精矿４．７６１０．１９ １８．６３６．３３８２．２４４３．９０３２．４０ Ｚ⁃２００尾矿９５．２４０．１１１．１９０．６６１７．７６５６．１０６７．６０ 原矿１００．０００．５９２．０２０．９３１００．００１００．００１００．００ 铜铅粗精矿１５．３２３．７３１３．０５２．３７９３．６８９６．５８４１．２６ 乙黄药尾矿８４．６８０．０４６ ０．０８４０．６１６．３２３．４２５８．７４ 原矿１００．０００．６１２．０７０．８８１００．００１００．００１００．００ 铜铅粗精矿４．４７１０．５８ ４２．８７３．３３７７．９５９２．６１１６．８３ 乙硫氮尾矿９５．５３０．１４０．１６０．７７２２．０５７．３９８３．１７ 原矿１００．０００．６１２．０７０．８８１００．００１００．００１００．００ 铜铅粗精矿６．０７９．１３３３．２２４．３０９１．４７９６．６２２９．０１ ＢＫ９０８尾矿９３．９３０．０５５ ０．０７５０．６８８．５３３．３８７０．９９ 原矿１００．０００．６１２．０９０．９０１００．００１００．００１００．００ ２．２ 铜铅分离试验 为实现铜铅分离，通常需要对铜铅混合精矿进行 脱水和脱药处理。 本文采用活性炭进行脱药。 ＢＫ５５６ 为北京矿冶研究总院自制的特效抑制剂， 主要官能团为大分子改性纤维素类。 ＢＫ５５６ 代替传统 的重铬酸钾，避免了对高原脆弱生态环境造成污染。 按图 ２ 所示流程，进行了 ＢＫ５５６ 用量试验，结果见表 ４。 结果表明，ＢＫ５５６ 用量为 ６００ ｇ／ ｔ 时能够很好地抑 制铅上浮。 8*23 A0g/t ; ; 8 ,3* 23823 5 min 0g/t 42 min400 42 min100 42 min50 -0.074 mmC70 ;/ 1000 4 BK908 BK204 1000 25 3.75 2 min 2 min 4 BK908 BK204 200 12.5 3.75 2 min 2 min 43 ;/2 min50 ;/2 min10 4 A/A BK204 100 15 7.5 2 min 2 min 4 A/A BK204 40 10 3.75 2 min 2 min 4 A/A BK204 20 5 3.75 2 min 2 min 8,3 * 21 1 22 2 6 min 4 min4 min 4 min 4 min 4 min ; 23 0 BK556 BK908 100 600 5.6 5 min 2 min 2 min BK556 BK908 200 1.9 2 min 2 min BK556 BK908 100 1.9 2 min 2 min 3 823 BK556602 min BK556 BK908 60 1.9 2 min 2 min BK556 BK908 200 1.9 2 min 2 min 图 ３ 闭路试验流程 表 ７ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＡｕ１）Ａｇ１）ＣｕＰｂＺｎＡｕＡｇ 铜精矿１．８４２６．４０ ６．０８１．５０６．２０ ９６０．００ ８３．７５５．５７２．８２４９．６０２１．５２ 铅精矿２．７５１．２０ ６５．４２ ３．２２０．５４ １２１０．００ ５．６９８９．５０９．０４６．４６４０．５３ 锌精矿１．１３０．４１０．５２ ５４．６５ ０．４２２２．４５０．８００．２９６３．０１２．０６０．３１ 尾矿９４．２８０．０６０ ０．０９９ ０．２６０．１０３２．７８９．７６４．６４２５．１３４１．８８３７．６４ 原矿１００．０００．５８２．０１０．９８０．２３８２．１０ １００．００ １００．００ １００．００ １００．００ １００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。（下转第 ５６ 页） ８４矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据 ３ 结 语 酒钢周边矿山某低品位铁精矿铁品位为 ５９．４３％， ＳｉＯ２含量为 ９．１７％，原矿中铁矿物主要为磁铁矿和赤铁 矿，铁矿物粒度分布不均匀。 经磁⁃重联合选别和反浮 选没有达到提质降杂的效果，尾矿品位均在 ４０％以上。 采用弱磁⁃中磁⁃强磁联合流程，在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３．７０％时，可获得铁精矿品位 ６１．６１％、回收 率 ９７．８７％的选别指标，精矿中 ＳｉＯ２含量为 ７．１５％，尾矿 铁品位仅为 １７．１３％，选矿比 １．０６０，降低了低品位铁精 矿中杂质元素和有害元素的含量，有利于提高烧结矿 质量和高炉稳定顺行。 参考文献 ［１］ 邱 俊，吕宪俊． 铁矿选矿技术［Ｍ］． 北京化学工业出版社， ２０１２． ［２］ 侯 柠，祝昕冉． ＳＩＮＯ 铁精矿提铁降杂精选试验研究［Ｊ］． 矿业工 程，２０１５（２）２１－２３． ［３］ 樊绍良，段其福． 铁精矿提质降杂技术研究［Ｊ］． 金属矿山，２００２ （４）３９－４１． ［４］ 尚志辉，秦丽娜． 甘肃某微细粒铁矿的选矿试验研究［Ｊ］． 矿业工 程，２０１４（１２）２５－２７． ［５］ 胡 龙，郑怀昌，肖 钢． 铁矿浮选工艺的发展［Ｊ］． 现代矿业， ２０１０（１）２３－２７． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ４８ 页） 率指标较好，说明所选流程结构及药剂制度适于处理 该类矿石。 ３ 结 语 １） 矿石中主要回收金属元素为铜、铅和锌，品位 分别为 ０．６０％、２．０２％和 ０．９６％，Ａｕ 和 Ａｇ 品位分别为 ０．２０ ｇ／ ｔ 和 ８１．９０ ｇ／ ｔ，金银具有综合回收价值。 ２） 采用铜铅混合浮选再分离⁃锌浮选工艺流程， 获得了铜品位 ２６．４０％、回收率 ８３．７５％的铜精矿，铅品 位 ６５．４２％、回收率 ８９．５０％的铅精矿，锌品位 ５４．６５％、 回收率 ６３．０１％的锌精矿；金在铜精矿和铅精矿中的总 回收率为 ５６．０６％，银在铜精矿和铅精矿中的总回收率 为 ６２．０５％。 为工业生产提供了可靠可行的依据。 ３） 捕收剂 ＢＫ９０８ 对铜铅矿物具有很好的选择 性；使用抑制剂 ＢＫ５５６ 代替传统重铬酸钾，极大减少 了对高原脆弱生态环境的污染。 参考文献 ［１］ 路永森． 铜铅混合精矿分离的研究现状与进展［Ｊ］． 世界有色金 属，２０１１（３）４４－４７． ［２］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［３］ 朱一民． 某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２０１１（１）２４－２６． ［４］ 江庆梅，戴子林，陈志强，等． 复杂铜铅锌硫化矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２００８（６）３３－３６． ［５］ 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． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ５２ 页） ３ 结 语 １） 原矿样属铜铅锌多金属硫化矿。 原矿铜品位 ０．２９％，铅品位 ０．７６％，锌品位 ２．９０％。 主要金属矿物 有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿，脉石矿物主要以角闪石、方 解石为主，有少量黑硬绿泥石、石英。 ２） 矿石中硫含量不高，且黄铁矿的影响较少，在 浮选分离时可以不考虑硫的影响和回收。 采用铜铅混 合浮选⁃铜铅分离⁃混选尾矿再选锌流程最终可获得含 铜 １９．８７％、铜回收率 ８３．４６％的铜精矿，含铅 ５４．１９％、 铅回收率 ８３．５７％的铅精矿和含锌 ５２．５７％、锌回收率 ８９．３９％的锌精矿。 矿石中的伴生银大多富集于各浮 选精矿中，其中铜精矿含银 １６５．２ ｇ／ ｔ、银回收率 １６．２４％， 铅精矿含银 ５３７．６ ｇ／ ｔ、银回收率 ５４．６８％，锌精矿含银 １５．１ ｇ／ ｔ，银回收率 ６．２７％。 ３） 硫化钠是铜铅分离的有效抑制剂，但用量要 适宜。 参考文献 ［１］ 邱廷省，解志锋，黄 雄，等． 某铜铅锌矿工艺矿物学及选矿试验 研究［Ｊ］． 矿冶， ２０１５，２４（４）８９－９３． ［２］ 朱一民． 某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１１（１）２４－２６． ［３］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［４］ 唐志中，李志伟． 复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改 造与生产实践［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（２）７４－７７． ［５］ 胡熙庚． 有色金属硫化矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９８７． ［６］ 梁经冬． 混合精矿的分离技术［Ｊ］． 湖南冶金， １９８７（３）５３－６０． ６５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据