综合回收锌矿石中伴生低品位铜铅工艺研究.pdf

2 0 1 4 年第6 期有色含属 选矿鄯分 2 1 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j d s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 4 ．0 6 ．0 0 6 综合回收锌矿石中伴生低品位铜铅工艺研究 李冬 铜陵有色金属集团控股有限责任公司，安徽铜陵2 4 4 0 0 1 摘要某锌矿石中伴生有铜、铅等矿物，其中锌品位为3 ．2 9 ％、铅品位为0 ．0 8 4 ％、铜品位为0 ．1 1 ％，为原生硫 化矿石。根据矿石性质采用铜铅混合浮选铜铅分离锌浮选的工艺流程。进行了小型试验和工业试验，采用B K 5 l O 抑铜浮铅工艺，工业试验指标与原重铬酸钾工艺流程指标比较，铅精矿品位由3 8 ．0 8 ％提高到6 0 ．5 9 ％，铅回收率由3 0 ％ 提高到4 5 ．2 0 ％，铜精矿品位由2 0 ％提高到2 1 ．4 3 ％，铜回收率由3 4 ％提高到4 0 ．0 4 ％，获得可观的经济效益。 关麓阔抑制剂；铜铅分离；黄铜矿；方铅矿；铜铅混合浮选 中图分类号T D 9 5 2 ；T D 9 2 3 文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 4 0 6 - - 0 0 2 1 - 0 4 o fL o wG r a d eA s s o c i a t e dC o p p e ra n dL e a df r o m Z i n cO r e U D o n g G r o u pH o M i n gC o ．，L t d ．，T o n g 髓．gA n h u i 剔睡D 们，C h i n a A b s t r a c t T h em i n es a m p l e sf o rt h i se x p e r i m e n t a ls t u d ya s s o c i a t e dc h a l c o p y r i t ea n dg a l e 眦o r ei nt h e s p h a l e r i t eo r e ．I nt h ep r i m a r ys a m p l e 。t h eg r a d eo fZ n ，P ba n dC ui s3 ．2 9 ％，0 ．0 8 4 ％a n d0 ．1 1 ％．B a s e do n t h ec h a r a c t e r i s t i c so ft h eO r e ．w ei d e n t i f yt h ef l o t a t i o nt e s t so fc o p p e r ，l e a da n dz i n ca sam i x e dC u - P b f l o t a t i o n 。a n dt h e ns e p a r a t ec o p p e ra n dl e a d ，f i n a l l yf l o a tz i n cf r o mt h ec o p p e ra n dl e a dt a i l i n g s ．M i n e r a l p r o c e s s i n ge x p e r i m e n t sa n dc o m m e r c i a lt e s th a v eb e e nf i n i s h e d ．A ne n v i r o n m e n t - f r i e n d l yd e p r e s s a n t ．B 飚1 0 W a su s e di n s t e a do ft o x i cs o d i u md i c h r o m a t e ．C o m p a r e dt op r i m a r yf l o w s h e e t ，t h eg r a d eo fP bc o n c e n t r a t e W a si m p r o v e df r o m3 8 ．0 8 ％t o6 0 ．5 9 ％．a n dt h er e c o v e r yo fP bc o n c e n t r a t eW a sl ‘m p r o v c u ’f r o m3 0 ％t o 4 2 ．2 0 ％w h i l et h eg r a d eo fC uc o n c e n t r a t ew a si m p r o v e df r o m2 0 ％t o2 1 ．4 3 ％，a n dt h er e c o v e r yo fC u c o n c e n t r a t ei m p r o v e df r o m3 4 ％t o4 0 ．0 4 ％．A tp r e s e n t ，t h et e c h n o l o g i c a lf l o w s h e e tw o r k sw e ua n dh a sa c h o i c e n e s sb e n e f i c i a t i o n ． K e yw o r d s d e p r e s s a n t ；s e p a r a t i o no fc o p p e ra n dl e a d ；c h a l c o p y r i t e ；g a l e 腿；C u - P bb u l kf l o t a t i o n 在铜铅锌多金属矿石中，铜矿物和铅矿物常致 密共生、天然可浮性相似，往往采用铜铅混合浮选i1 | ， 铜铅分离是处理铜铅锌多金属硫化矿的关键性问题 之一。传统的铜铅分离方法如氰化工艺和重铬酸盐 工艺对环境产生污染[ 引，已被禁止使用。本课题从 内蒙古某地铜铅锌多金属硫化矿石中浮选出铜铅混 表1 T l l b kl 合精矿，利用新型抑制剂B K 5 1 0 抑铜浮铅，获得 较好的技术经济指标。 1 矿石性质 1 ．1 矿石主要化学成分分析及物相分析 原矿多元素分析结果见表1 ，铜、铅、锌物相 原矿多元素分析结果 M u l t i - e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fr u n - o f - m i n eOre|％ 1 单位为加。 收稿日期2 0 1 3 埘舛修回日期2 0 l } 塑一1 5 ．． 作者筒介李冬 1 7 7 3 一 。男，安徽宿州人，高级工程师。 万方数据 2 2 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第6 期 分析结果见表2 。 1 ．2 矿物组成 闪锌矿粒度粗，多以不规则粒状或粒状集合体 形式产出；少量粗粒闪锌矿包裹粒度粗细不均匀的 黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿物，另有少量闪锌矿与 黄铜矿呈固溶体分离结构产出，闪锌矿与黄铜矿的 共生关系较为密切。黄铜矿粒度粗细非常不均匀， 常见黄铜矿呈他形粒状嵌布在脉石矿物中；也常见 黄铜矿呈固溶体分离物在闪锌矿中产出；部分黄铜 矿沿脉石或硫化物裂隙充填以脉状形式产出；黄铜 矿与闪锌矿共生关系最为紧密。方铅矿是该矿石中 主要的铅矿物，常以不规则粒状产出，粒度粗细不 均匀，主要与黄铁矿、闪锌矿等硫化矿物共生，也 以微细粒包裹体嵌布在闪锌矿中。 2 试验研究及结果 原矿中铜、铅含量比较低，并且磨矿使用选矿 回水，难以实现铜铅依次优先浮选，因此采用铜铅 混合浮选铜铅分离锌浮选的工艺流程。 2 ．1 铜铅混合浮选条件试验 2 ．1 ．1 磨矿细度试验 为了确定合理的粗选磨矿细度，进行了磨矿细 度试验。固定条件石灰用量10 0 0g ／t ，硫酸锌 用量l0 0 0s ／t ，亚硫酸钠用量4 0 0 趴，丁基黄药 用量6 0g ／t ，B K 2 0 4 用量1 0 鼽，试验结果见表3 。 表3磨矿细度试验结果 T a b l e3R e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s st e s t | ％ ，． 混合粗精矿2 ．5 82 ．7 6 1 ．8 64 ．6 45 7 ．3 7 6 5 ．3 13 ．7 3 ～ 锌粗精矿8 ．1 90 ．1 80 ．0 33 5 ．2 31 1 ．8 63 ．5 68 9 ．8 5 ，． 混合粗精矿2 ．8 53 ．1 8 2 ．2 54 ．2 27 2 ．8 5 7 6 ．9 33 ．7 4 ⋯ 锌粗精矿8 ．0 30 ．1 3 0 ．0 33 6 ．2 48 ．3 9 2 ．6 09 0 ．5 3 ．． 混合粗精矿3 ．0 92 ．6 3 2 ．0 9 4 ．1 27 2 ．9 9 7 8 ．9 53 ．9 8 ～ 锌粗精矿8 ．4 70 ．1 3 0 ．0 23 4 ．1 49 ．8 8 2 ．3 89 0 ．3 1 从表3 可以看出，随着磨矿细度的增加，铜铅的 粗选回收率增加，选用_ 7 4 斗m 占7 0 ％的磨矿细度。 2 ．1 ．2 石灰用量试验 为了较好地抑制黄铁矿和锌矿物，除了添加硫 酸锌和亚硫酸钠外，还需要合适用量的石灰，进行 了石灰用量试验。固定试验条件磨矿细度为一7 4 斗m 占7 0 ％，硫酸锌用量l0 0 0g ／t ，亚硫酸钠用量 4 0 0s ／t ，捕收剂采用乙硫氮6 0 趴，试验结果见表4 。 表4粗选石灰用量试验结果 T a b l e4T h er e s u l t so fl i m ec o n s u m p t i o nt e s ti n roughing|％ 石擀产品貅产率丁警i 熹 0 混合相精矿 1 ．4 24 ．6 8 4 ．5 15 ．6 36 1 ．5 6 7 6 ．4 22 ．4 5 p H7 混浮尾矿 9 8 ．5 80 ．0 40 ．0 23 ．2 2 3 8 ．4 4 2 3 ．5 89 7 ．5 5 P 坚 堡叠复婪 塑Q Q Q 丝 兰垒丝丝堕丝丝 l 3 0 0 混合粗精矿1 ．3 2 5 ．9 74 ．6 84 ．4 66 9 ．4 77 4 ．8 31 ．9 4 p H8 混浮尾矿 9 8 ．6 80 ．0 4 0 ．0 23 ．0 13 0 ．5 3 2 5 ．1 79 8 ．0 6 20 0 0 混合粗精矿 1 ．2 45 ．9 84 ．5 63 ．7 36 7 ．6 27 3 ．1 91 ．5 2 P 丛 2 Q 望翌星芝 垒Q 丝Q 丝2 箜丝2 兰垒12 墨墨 从表4 中看出，随着石灰用量的增加，铜铅混 合粗精矿中铜品位逐渐提高，铅品位变化不大，锌品 位逐渐降低，但当石灰用量提高到10 0 0g ／t 时，铜 铅回收荆显自g 下降，所以苟臆以5 0 0 趴为宜。 2 ．1 ．3 硫酸锌用量试验 硫酸锌用量试验结果见表5 。 表5硫酸锌用量试验结果 T a b l e5R e s u l t so fz i n cs u l f a t e c o n s u m p t i o nt e s t o fr oughing|％ 从表5 中可以看出，随着硫酸锌用量的增加， 铜铅混合粗精矿中锌含量逐渐降低，在硫酸锌用量 为10 0 0g ／t 时，铜铅混合粗精矿中锌含量为 万方数据 2 0 1 4 年第6 期李冬综合回收锌矿石中伴生低品位铜铅工艺研究 5 ．4 1 ％，而当硫酸锌用量再增加时，铜铅混合粗精 矿中铜铅回收率也随之降低。综合考虑，合适的硫 酸锌用量为10 0 0g e t 。 2 ．1 ．4 亚硫酸钠用量试验 亚硫酸钠用量试验结果见表6 。 表6亚硫酸钠用量试验结果 T a b l e6T h er e s u l t so fs o d i u ms u l f i t ec o n s u m p t i o n t e s ti nr oughing|％ 丐耋誉挈产品名称产率1 _ 』‰1 i 鲁 ．混合粗精矿1 ．3 3 5 ．1 2 4 ．3 35 ．7 66 9 ．7 5 7 6 ．4 72 ．4 0 。 混浮尾矿9 8 ．6 7 0 ．0 30 ．0 23 ．1 63 0 ．2 5 2 3 ．5 3 9 7 ．6 0 从表6 可以看出，随着亚硫酸钠用量的增加， 铜铅混合粗精矿中锌品位明显的降低，亚硫酸钠用 量达到8 0 0s ／t 时，铜铅回收率略有下降。综合考 虑，粗选作业亚硫酸钠用量为4 0 0 趴。 2 ．1 ．5 捕收剂种类试验 捕收剂种类试验结果见表7 。 表7捕收剂种类试验结果 ’I 址l e7R e s u l t so ft h ec o l l e c t o rk i n dt e s t，％ 药等产品糯产率羔t uL n 熹 k t l l r DL Ur n幼 乙基；药印混合相精矿1 ．3 85 ．3 8 4 ．4 6 5 ．4 46 4 ．6 67 2 ．1 52 ．3 4 期裸防6 0 混撇矿1 ．9 23 ．4 5 2 ．8 84 ．3 05 9 ．9 76 6 ．7 82 ．5 7 Z 基麟弧n 螺瞄1 0 混创聃i 矿2 ．9 22 ．4 5 2 ．0 4 4 ．O l6 5 ．3 77 5 ．4 03 ．6 4 乙蔗；瞒弧Z 嗣魄l O 混合粗精矿2 ．0 04 ．2 5 2 ．7 6 4 ．4 37 6 ．9 47 0 ．1 22 ．8 1 乙嬲4 0 , 1 I , 1 0混合粗精矿2 ．3 33 ．4 8 2 ．3 24 ．4 07 2 ．2 16 9 ．7 83 ．1 7 Z 嗣氮6 0 混合粗精矿1 ．4 75 ．1 8 4 ．5 5 5 ．4 17 3 ．3 67 9 ．9 42 ．4 6 试验结果表明铜铅混合浮选采用乙硫氮作捕1 1 5 1 剜， 所获得的铜铅混合精矿中铜铅品位及回收率都最高。 2 ．1 ．6 捕收剂用量试验 ‘ 乙硫氮用量试验结果见表8 。 表8捕收剂用量试验结果 T a b l e8R e s u l t so fc o l l e c t o r c o n s u m p t i o nt e s t o f r o u g h i n g ，％ 旦耋釜，竺竺 盘盘 4 0混合粗精矿1 ．3 8 5 ．2 24 ．3 65 ．6 56 7 ．5 3 7 3 ．4 32 ．4 0 6 0 混合粗精矿1 ．4 7 5 ．1 84 ．5 55 ．4 17 3 ．3 67 9 ．9 42 ．4 6 8 0 混合相精矿1 ．4 6 5 ．1 54 ．2 85 ．5 67 4 ．5 6 8 0 ．2 42 ．5 6 1 2 0 混合相精矿1 ．4 8 5 ．1 54 ．1 95 ．5 57 4 ．7 8 8 0 ．7 02 ．5 5 从表8 可以看出，随着乙硫氮用量的增加，铜 铅混合粗精矿中铜铅回收率明显地提高，乙硫氮用 量达到6 0 趴时，铜铅混合粗精矿中铜铅回收率增 加不明显。 2 ．2 铜铅混合精选条件试验 2 ．2 ．1 混合精选石灰用量试验 混合精选石灰用量试验结果见表9 。 表9混合精选石灰用量试验结果 T a b l e9R e s u l t so fl i m e c o n s u m p t i o n t e s to f c l e a n i n go fb u l kf l o t a t i o n | ％ 石嚣7 产品名称筹} i 熹 0 , p H7 混合精矿4 9 ．6 69 ．0 4 8 ．0 76 ．1 99 5 ．2 09 4 ．7 66 1 ．4 5 3 0 0 , p H1 1 混合精矿4 5 0 7 1 1 ．2 28 ．9 6 6 ．4 29 5 ．3 49 4 ．9 65 7 ．2 1 6 0 0 , p H11 ．5 蝴矿柏．9 1 1 1 ．6 79 ．4 64 ．9 98 9 ．7 89 0 ．8 54 0 ．3 8 9 0 0 , p H 1 2 混合精矿3 9 ．7 4 1 1 ．2 99 ．柏4 ．4 58 4 ．7 59 0 ．1 23 5 ．2 1 表9 试验数据表明，随着石灰用量的增加，精 矿中铜铅的品位提高，但过量的石灰对铜铅回收率 有较大影响，添加石灰是必要的，合适的石灰用量 是3 0 0 矾。 2 ．2 ．2 混合精选硫酸锌及亚硫酸钠用量试验 1 0 0 表1 0 混合精选硫酸锌、亚硫酸钠用量试验结果 7 I 址l e1 0R e s u l t so fz i n cs u l f a t ea n ds o d i u ms u l f i t e d o s a g et e s to fb u l kf l o t a t i o no fc l e a n i n g 肠 雀 兰竺竺兰兰】二盘 0 0 混合精矿4 0 ．3 11 1 ．4 9 8 ．1 8 5 ．5 48 8 ．7 98 9 ．9 14 4 ．5 9 2 0 0 1 0 0 混合精矿4 1 ．8 4 儿．3 1 8 ．3 5 5 ．2 29 1 ．8 7 帅．7 84 3 ．1 4 4 0 0 2 0 0混合精矿3 4 ．0 41 3 ．8 9 1 1 ．2 24 ．9 29 2 ．1 6 9 1 ．4 73 3 ．1 1 6 0 0 3 0 0 混合精矿3 2 ．8 21 4 ．4 41 0 ．％4 ．8 7 帅．0 58 9 ．1 8 3 1 ．4 4 表1 0 数据表明，随着硫酸锌、亚硫酸钠用量 的增加，铜铅品位逐渐提高，精矿含锌降低。但硫 酸锌、亚硫酸钠用量过大对铜铅回收率产生影响， 因此合适的硫酸锌用量为4 0 0g e t ，亚硫酸钠用量 为2 0 0g e t 。 2 ．3 铜铅分离条件试验及闭路试验 铜铅混合粗精矿经三次精选得到铜铅混合精 矿，混合精矿铜品位2 2 ．3 9 ％、铅品位2 2 ．3 9 ％、含 锌4 ．1 8 ％，对混合精矿进行了铜铅分离研究[ 4 ] 。首 先进行铜铅分离流程的研究，进行抑铅浮铜流程和 抑铜浮铅流程比较，现场采用的是抑铅浮铜流程， 使用传统的水玻璃、C M C 和重铬酸钾组合抑制剂， 对抑铅浮铜流程进行了验证试验，铜精矿品位 2 6 ．5 0 ％、含铅6 ．6 5 ％，铅精矿品位3 5 ．4 6 ％、含铜 万方数据 2 4 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第6 期 8 ．6 5 ％，铅精矿品位较低。另外，铅锌互含较高， 对试验条件进行优化，没有得到理想指标。 采用C M C 亚硫酸钠 水玻璃组合作为铅抑制 剂[ s l ，指标仍然没有得到明显提高。因此，进行了 抑铜浮铅研究。试验了活性炭用量、硫化钠用量， 重点研究了铅抑制剂，当B K 5 1 0 用量24 0 0g e t 对 作业 ，经一次粗选、两次扫选、三次精选得到铅 精矿和铜精矿，闭路试验流程见图1 ，结果见表 l1 ，指标明显优于抑铅浮铜流程指标，并且设备配 置与原流程基本一致，进行工业试验。 表1 1闭路试验结果 T a b l el lR e s u l t so fc l o s e d c i r c u i tt e s t ，％ 3工业应用 采用抑铜浮铅流程进行工业试验，B K 51 0 作铜 抑制剂，进行一个月的工业试验，试验期间，共处 理矿石5 07 7 9 ．2t ，铅精矿品位6 0 ．5 9 ％、含铜 5 ．7 1 ％，铅回收率4 0 ．0 4 ％ 对原矿 ；铜精矿品位 2 1 ．4 3 ％、含铅3 ．7 6 ％，铜回收率4 5 ．2 0 ％ 对原 矿 ，与原工艺流程指标比较，铅精矿品位由 3 8 ．0 8 ％提高到6 0 ．5 9 ％，铅回收率由3 0 ％提高到 4 5 ．2 0 ％；铜精矿品位由2 0 ％提高到2 1 ．4 3 ％，铜回 收率由3 4 ％提高到4 0 ．0 4 ％，铜铅精矿互含也降低。 锌精矿品位4 8 ．5 0 ％，锌回收率9 0 ．6 0 ％，锌指标没 有明显变化，试验期间回水全部返回使用，没有外排。 4 结论 小型试验及现场工业试验表明，针对该类铜铅 锌多金属硫化矿采用铜铅混合浮选- 铜铅分离锌 浮选的工艺流程是合理的。抑铜浮铅的新工艺是切 实可行的，其流程具有结构简单、无需使用有毒的 重铬酸钾、经济环保、效率高、工艺成熟并易于生 产实施等特点。该工艺通过选矿药剂和工艺流程技 术创新，很好地解决铜铅分离等技术难题，获得了 优异的选矿指标。为企业创造出良好的经济效益和 社会效益。 参考文献 [ 1 ] 米丽平，孙春宝，李青徐，等．用组合抑制剂实现铜铅高 效分离的试验研究[ J ] ．金属矿山，2 0 0 9 8 5 3 - 5 6 ． [ 2 ] 罗科华，赵志强，贺政，等．铅精矿中铜综合回收试验 及工业实践[ J ] ．有色金属，2 0 1 0 2 7 9 8 2 ． [ 3 ] 陈代雄，杨建文，李观奇，等．高海拔地区复杂铜铅锌多 金属硫化矿浮选试验研究及应用[ J ] ．有色金属 选矿部 分 ，2 0 0 9 6 l 一5 ． [ 4 ] 袁明华，赵继春．铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究 [ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 8 5 5 7 ． [ 5 ] 李观奇．混合浮选新工艺回收复杂铜铅锌矿硫化矿试验 研究[ J ] ．湖南有色金属，2 0 0 9 4 8 - 1 2 ． [ 6 ] 艾光华，朱易春，魏宗武．组合抑制剂在铜铅分离浮选中 的试验研究[ J ] ．中国矿山工程，2 0 0 5 ，3 4 5 1 1 - 1 6 ． 铅精矿 圈1 闭路试验流程 F i g ．1 T h ef l o w s h e e to fc l o s e d - c i r c u i tf l o t a t i o nt e s t 万方数据