某难选氧化铜铅矿选矿试验研究

某难选氧化铜铅矿选矿试验研究
梁溢强;简胜;刘玫华;乔吉波
【摘要】云南某铜铅矿原矿含铜0.59％、含铅2.40％、含银41.61 g/t,铜的氧化率69.59％、铅的氧化率68.33％,是一个氧硫混合铜铅矿.针对该矿石氧化率高的特点.进行了不同硫化剂、工艺流程来回收氧化铜和氧化铅的试验研究.试验结果表明以硫化钠为氧化铅的硫化剂,以D2为氧化铜的硫化剂,可实现氧化铅与氧化铜的有效选别与分离,得到的氧化铜精矿铜品位25.29％,回收率44.49％,含银1044.90 g/t;氧化铅精矿铅品位55.71％,回收率41.99％,含银364.7 g/t.
【期刊名称】《云南冶金》
【年(卷),期】2014(043)006
【总页数】6页(P9-13,21)
【关键词】氧化铅矿;氧化铜矿;硫化剂;D2
【作者】梁溢强;简胜;刘玫华;乔吉波
【作者单位】昆明冶金研究院,云南省选冶新技术重点实验室,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南省选冶新技术重点实验室,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南省选冶新技术重点实验室,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南省选冶新技术重点实验室,云南昆明650031
【正文语种】中文
【中图分类】TD92
氧化铜铅矿在我国的铜铅矿资源中占有越来越重要的地位，除大多数硫化矿床上部有氧化矿带外，还有储量巨大的独立的氧化矿床。

因此，开展氧化铜铅矿石的选矿试验研究具有十分重要的意义。

云南某铜铅矿原矿含铜0．59%、含铅2．40%、含银41．62 g/t，铜的氧化率69．59%、铅的氧化率68．33%，是一个铜铅混合氧化矿。

通过对不同的药剂制度和工艺流程试验研究，采用常规的重选法无法实现氧化铅与氧化铜的分离，但是用Na2S为氧化铅的硫化剂，以D2为氧化铜的硫化剂，丁基黄药为捕收剂可实现氧化铅和氧化铜的浮选分离。

1 矿石性质
从外观上看矿石为灰白色，致密坚硬，表面和断面上有清晰可见的蓝色或绿色的氧化铜矿物。

原矿多元素分析结果见表1，铜、铅物相分析结果分别见表2和表3。

表1 原矿化学多元素分析结果Tab．1 The multi-element analysis results of raw ore注:*单位为g/t，下同。

元素 Pb Cu Ag*Fe S CaO含量/% 2．40 0．59 41．61 3．76 0．27 0．42元素 Al2O3 SiO2 As Au*MgO含量/% 3．19 80．63 0．17 ＜0．1 0．074
表2 铜物相分析结果Tab．2 The copper phase analysis results铜物相硫酸盐游离氧化铜结合氧化铜硫化物及其他总铜铜含量/% 0．01 0．35 0．052 0．18 0．59分布率/% 1．69 59．12 8．78 30．41 100．0
表3 铅物相分析结果Tab．3 The lead phase analysis results铅物相硫酸盐碳酸铅硫化铅铅铁矾及其他总铅铅含量/% 0．62 0．80 0．76 0．22 2．40分布率/% 25．83 33．33 31．67 9．17 100．0
多元素分析和矿物组分分析结果表明，矿石中主要回收元素的是铅和铜，铅品位2．40%，铜品位0．59%;物相分析结果表明，铜的氧化率达69．59%，铅的氧化率达68．33%。

铜铅氧化率较高，为含有铜铅的混合型氧化矿。

矿石中主要含
铅矿物为白铅矿、铅矾和方铅矿，主要含铜矿物为蓝铜矿、孔雀石和辉铜矿，主要脉石矿物是石英和方解石，有少量褐铁矿和赤铁矿。

2 选矿试验研究
试验方案的制定主要取决于矿石性质，根据目的矿物的赋存状态，展开了探索性试验拟确定试验方案。

结合笔者多年从事选矿工艺研究的经验，对该试样采用“先硫后氧”的优先浮选方案［1］。

2.1 硫化铅和硫化铜的浮选试验
由物相分析结果表明该矿是一个铜铅混合型氧化矿，铜的氧化率达 69．59%，铅的氧化率达68．33%。

采用优先浮选流程先浮选硫化铜铅矿物，浮选闭路流程见
图1，试验结果见表4。

表4 硫化矿物浮选闭路试验结果Tab．4 The flotation closed circuit test results of sulfide minerals %回收率产品名称产率品位Cu Pb Ag*Cu Pb Ag硫化铜精矿0．52 26．05 15．13 1 788．70 23．14 3．28 22．09硫化铅精矿1．43 1．9863．04 479．60 4．8437．53 16．29硫化矿浮选尾矿98．050．43 1．45 26．46 72．03 59．19 61．62原矿100．0 0．59 2．40 42．10 100．0 100．0 100．0
图1 硫化矿物浮选闭路试验流程图Fig．1 The flotation closed circuit test flow chart of sulfide minerals
由试验结果可知，硫化铜铅浮选闭路试验后的得到的硫化铜精矿含Cu 26．05%，回收率23．14%，硫化铅精矿含 Pb 63．04%，回收率37．53%。

尾矿中还有0．43% 的 Cu和 1．45% 的Pb，此部分铜和铅是以氧化物的形式存在的，本文
的重点是探索氧化铅和氧化铜的回收。

2.2 氧化铅与氧化铜混合浮选流程试验
氧化铜铅矿物的浮选方法主要是:1、经硫化剂硫化后，用黄药、黑药等作为捕收剂
进行浮选的硫化浮选法，此法适用于处理以孔雀石、兰铜矿、氯铜矿、白铅矿为主的矿石［2］;2、不经硫化直接用脂肪酸类药剂作为捕收剂进行浮选，此法只适用
于脉石不是碳酸盐的氧化铜矿，通常还要添加碳酸钠、水玻璃和磷酸盐作脉石的抑制剂和矿浆的调整剂。

由于脂肪酸浮选法存在着药剂耗量大，受温度、水质等因素影响的弊端，考虑到还需进行氧化铜铅矿物的分离，故采用硫化法浮选工艺［3］。

2．2．1 氧化铜铅混浮硫化钠用量试验
在氧化铜铅矿物浮选流程中，一般是添加硫化钠、硫氢化钠等作为硫化剂，把氧化铜铅矿物混合浮选在一起［4］，再依据氧化铅与氧化铜矿物之间不同的比重差异进行物理法分离。

氧化铜铅矿物混合浮选硫化钠用量试验流程见图2，试验结果见表5。

图2 氧化铜铅混浮Na2S用量试验流程图Fig．2 Na2S dosage test flow chart for copper oxide and lead oxide mixed flotation
随着硫化钠的用量由少到多的添加，铜品位、铅品位、铜回收率和铅回收率均对表现出先增加后降低的趋势，说明过量的硫化钠不利于氧化铜和氧化铅矿物的的浮选回收。

综合考虑采用2 000+1 000 g/t的用量进行以下试验。

表5 氧化铜铅混浮Na2S用量试验结果Tab．5 Na2S dosage test results for copper oxide and lead oxide mixed flotation %Na2S用量/(g·t-1) 产品名称
产率品位回收率Cu Pb Cu Pb精矿1000+500 1 6．70 2．88 13．69 32．42 38．02精矿 2 3．39 5．52 29．37 31．44 41．27中矿 1 1．65 3．41 6．76 9．45 4．62尾矿 88．26 0．18 0．44 26．69 16．10原矿100．0 0．60 2．41 100．0 100．0精矿1500+800 1 6．85 2．83 13．12 32．10 37．64
精矿 2 3．44 6．78 30．26 38．62 43．60中矿 1 1．91 1．44 6．44 4．55 5．15尾矿 87．8 0．17 0．37 24．72 13．61原矿100．0 0．60 2．39 100．0 100．0精矿2000+1000 1 6．81 2．8 13．64 32．16 38．77精矿 2
4．11 5．65 26．93 39．16 46．19中矿 1 2．85 1．43 4．78 6．87 5．69
尾矿 86．23 0．15 0．26 21．81 9．36原矿100．0 0．59 2．40 100．0 100．0精矿3000+1500 1 6．78 2．78 13．71 31．38 38．74精矿 2 4．08 5．12 24．23 34．78 41．20中矿 1 0．99 0．94 3．2 1．55 1．32尾矿88．15 0．22 0．51 32．29 18．74原矿100．0 0．60 2．40 100．0 100．0 2．2．2 氧化铜铅混合精矿重选分离试验
采用硫化钠硫化后，氧化铜和氧化铅矿物的可浮性相差不大，采用浮选方法很难进行分离。

原矿性质分析结果表明矿石中主要含铅氧化矿物为白铅矿和铅矾，主要含铜氧化矿物为孔雀石。

白铅矿的比重为 6．4 ～6．6，铅矾的比重为 6．1 ～6．4，孔雀石的比重为4．0～4．5，相比之下，孔雀石的比重要比白铅矿和铅钒的比重小许多，故考虑用摇床重选法分离氧化铜和氧化铅矿物，对氧化铜铅进行一次粗选两次精选一次扫选的流程，所得的氧化铜铅混合精矿进行脱药重选分离。

试验结果见表6。

表6 氧化铜铅混合精矿摇床重选分离试验结果Tab．6 The test results of table concentrator gravity separation of mixed copper and lead oxide concentrate %品位回收率产品名称产率Cu Pb铅精矿Cu Pb 0．83 2．38 66．57 3．35 23．24中矿 0．49 23．91 33．82 20．00 7．01铜精矿 1．22 8．77 26．14 18．08 13．36氧化铜铅混合精矿2．54 9．62 40．85 41．44 43．62
氧化铜铅混合精矿进行了不脱药、活性炭脱药和硫化钠脱药的摇床对比试验，发现硫化钠脱药后重选的效果较好。

由表6可知，使用摇床重选法分离氧化铜与氧化
铅矿物的效果不理想，得到的铅精矿含铜超标，铜精矿含铅也超标。

这是由于硫化钠在浮选过程中吸附在氧化铜铅的表面并使之带有同名电荷。

在这种情形下较粗的矿物颗粒由于它们的自重较大仍能在重力的作用下容易沉降下来;而对于那些微细
的矿物颗粒，则由于荷电相斥作用而与受自重影响而沉降的倾向相平衡，因此它们不能下沉而处于悬浮状态，而且细粒氧化铅进入摇床尾矿(即铜精矿)中。

2.3 氧化铜优先浮选D2用量试验
氧化铜铅混浮时得到的氧化铜铅混合精矿摇床重选法分离效果不明显，为此考虑氧化铜矿物的优先浮选流程试验。

使用昆明冶金研究院研制的D2做氧化铜的硫化剂，与硫化钠相比，D2具有用量小，对其他氧化矿物作用小的特点。

2．3．1 氧化铜浮选D2用量试验
试验流程见图2，试验结果见表7。

试验结果表明，D2具有较好的选择性，在少
量使用时，对铜铅具有较好的分离作用。

当D2的用量超过380 g/t时，能对铅矿物也起活化作用。

综合考虑，选择D2的用量为304 g/t。

2．3．2 氧化铅浮选硫化钠用量试验
虽然硫化钠可以作为氧化铅的硫化剂，但是当矿浆中有过剩的HS-时，对被硫化
过的氧化铅也起抑制作用。

因此，硫化钠用量范围的宽、窄对氧化铅矿工业生产就显得尤为重要。

很显然，该范围越宽，在生产过程中浮选操作越稳定，故进行选铅的硫化钠进行用量试验。

表7 D2用量试验结果Tab．7 D2dosage test results %D2用量/(g·t-1) 产品名
称产率品位回收率Cu Pb Cu Pb精矿304+152 1 6．78 2．84 14．00 32．83 39．60精矿 2 2．54 8．92 5．82 38．63 6．17中矿 1 1．62 2．09 3．29 5．77 2．22尾矿 89．06 0．15 1．40 22．77 52．01原矿100．0 0．59 2．40 100．0 100．0精矿380+190 1 6．80 2．81 13．83 31．44 39．03精矿 2 2．95 9．02 11．59 43．78 14．19中矿 1 1．42 1．22 4．95 2．85 2．92尾矿 88．83 0．15 1．19 21．92 43．87原矿100．0 0．61 2．41 100．0 100．0精矿456+228 1 6．78 2．88 14．21 32．92 40．15精矿 2 3．77 6．46 18．62 41．06 29．25中矿 1 1．55 1．45 4．83 3．79 3．12
尾矿 87．90 0．15 0．75 22．23 27．47原矿100．0 0．59 2．40 100．0 100．0
图3 浮选氧化铅Na2S用量试验结果Fig．3 Na2S dosage test results for flotation of lead oxide
试验结果表明，当硫化钠用量从250增加到500 g/t时，铅粗精矿品位随着硫化
钠用量的增加而降低，铅回收率随着硫化钠用量的增加而升高;当硫化钠用量从
500 g/t增加到1000 g/t时，铅粗精矿的品位和回收率都随着硫化钠的用量增加
而显著降低，综合考虑，氧化铅的粗选应以保证回收率为主，粗选硫化钠用量以500 g/t较为适宜。

2.4 浮选闭路试验
根据上述条件试验，采用高效硫化剂D2的浮选工艺是提高铜浮选指标的有效途径，为此对确定的流程和药剂用量进行必要的调整和优化，在较佳条件开路试验的基础上进行了闭路试验研究，该试验采用先硫后氧的优先浮选流程，闭路试验流程如图4所示，试验结果见表8。

闭路试验结果表明，采用高效硫化剂D2硫化浮选工艺，可有效地浮选回收矿石中的铜矿物，并综合回收了矿石中伴生的少量贵金属银。

闭路试验获得氧化铜精矿含铜23．69%、回收率达到 41．62%，铜精矿含银
1 044．9 g/t，回收率 25．81%;氧化铅精矿含铅52．71%、回收率达到38．02%，铜精矿含银408．7 g/t，回收率 16．79% 。

图4 闭路试验流程Fig．4 The closed circuit test flow
表8 浮选闭路试验结果Tab．8 The test results of flotation closed circuit test %产品名称产率回收率品位Cu Pb Ag*Cu Pb Ag硫化铜精矿0．5226．05 15．13 1 788．70 22．91 3．2822．34硫化铅精矿1．43 1．9863．04 479．6 4．7937．54 16．47氧化铜精矿1．0425．296．71 1 044．9 44．492．9126．10氧化铜精矿1．81 2．2455．71 364．7 6．8641．99
15．86尾矿 95．300．13 0．36 8．4 20．95 14．29 19．23原矿100．00 0．59 2．40 41．6 100．00100．00100．00
3 结语
本研究对云南某氧化铜铅矿石进行了系统的工艺矿物学、选矿药剂和选矿工艺研究，为该矿石有价元素的回收利用提供了选矿依据。

工艺矿物学研究表明，矿石的氧化程度高，铅的氧化率为68．33%，铜的氧化率达69．59%，结合氧化铜的含量比例亦达8．78%，说明该矿石属于复杂难选氧化矿石。

氧化铜矿物主要为孔雀石、兰铜矿、辉铜矿，氧化铅矿物主要为白铅矿。

矿石中的主要脉石矿物为石英和高岭石，少量的方解石和毒砂等。

选矿试验研究表明，在磨矿细度为-74 μm占85%时。

采用硫化剂D2做氧化铜的硫化剂、硫化钠做氧化铅的硫化剂的分步硫化浮选工艺可有效地浮选回收矿石中的氧化铜和氧化铅，并综合回收矿石中伴生的少量贵金属银。

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