云南某低品位銅鉛鋅硫化礦選礦工藝研究

歐陽霞嫦

（長沙有色冶金設計研究院有限公司，湖南長沙 410001）

云南某低品位銅鉛鋅硫化礦選礦工藝研究

歐陽霞嫦

（長沙有色冶金設計研究院有限公司，湖南長沙 410001）

云南某低品位銅鉛鋅硫化礦石含銅0.20%、鉛0.67%、鋅2.32%，并伴生少量金銀，礦石中銅主要以黃銅礦形式存在，鉛主要以方鉛礦形式存在，鋅主要以閃鋅礦形式存在。為了合理開發該資源，對其進行了選礦工藝研究。浮選試驗結果表明，在－0.074 mm占80%的磨礦細度條件下，采用混合浮選銅鉛－銅鉛分離－選鋅小型閉路試驗流程浮選該礦石，獲得了精礦品位為31.59%、回收率為72.23%的銅精礦；精礦品位為60.87%、回收率為85.94%的鉛精礦；精礦品位為51.17%、回收率為85.07%的鋅精礦；實現了銅鉛鋅的有效分離。

混合浮選；銅鉛分離；硫化礦

我國鉛鋅資源分布廣泛，總儲量占全球的24%以上，居世界前列，且普遍伴生金銀［1，2］。云南某銅鉛鋅多金屬硫化礦石，礦石中有用金屬礦物主要為黃銅礦、方鉛礦和閃鋅礦及伴生金銀礦物。該礦床所處地質水文條件復雜，開采成本高且原礦品位較低，但由于其資源儲量大，若能將礦石中各有用組分綜合回收，充分利用該資源，則該礦床仍然具有較高的開發價值。本試驗對該礦石進行了選礦工藝研究，旨在探索一種簡單可靠的選別工藝，在低成本的條件下最大程度綜合回收礦石中的有用礦物，科學合理利用該資源，實現效益最大化，為該礦床的開發提供一定的依據。

1 礦石性質

礦石中鉛、鋅礦物分別賦存于方鉛礦和閃鋅礦中，有部分金銀伴生于礦石中。其它金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦等，脈石礦物主要有方解石、石英、透閃石、滑石、綠泥石等。原礦多元素分析結果見表1。

表1 原礦化學多元素分析結果%

由表1可知，該礦石中主要有價可回收的元素為鋅，品位為2.32%，鉛的含量較低，品位為0.67%。鉛和鋅主要以硫化物形式存在，分別占87%和90.12%，屬于低品位硫化鉛鋅礦。方鉛礦的可浮性較好，若不回收將會影響鋅精礦質量，故也考慮回收鉛。同時，原礦中含有0.20%的銅，依選礦流程富集判斷產出部分銅精礦。礦石中的主要脈石成分為CaO與SiO2，含量分別達到31.95%和22.51%。

礦石中礦物結構主要有纖柱狀粒狀變晶結構、粒狀變晶結構、顯微鱗片狀－纖柱狀－粒狀變晶結構、碎裂化斑狀變晶結構、纖柱狀變晶結構、殘余結構－假象結構、自形－半自形－它形粒狀結構、似海綿隕鐵結構、包含結構、乳濁狀結構，肉眼觀察，礦石多呈灰綠色，部分呈白色，少數淺褐色；粒度＜1 mm的礦物集合體沿長軸方向連續定向排列或條紋狀分布，構成礦石的片狀構造。白色礦石或其它礦石中白色礦物遇稀鹽酸劇烈起泡。淺褐色礦石中，閃鋅礦含量約65%，稠密浸染狀分布，構成礦石礦物具次塊狀構造。另外磁鐵礦及部分閃鋅礦不均勻浸染狀或條紋浸染狀分布，構成礦石礦物同時具不均勻浸染狀－條紋浸染狀構造，從而對鉛鋅的分離造成一定的影響，導致礦物回收率低于理論值。此外，方鉛礦、閃鋅礦的粒度分布不均勻，單體解離性不一致，給磨礦細度的選擇帶來一定的困難。

2 試驗方案的確定

根據原礦樣的工藝礦物學研究結果，目的礦物主要是黃銅礦、方鉛礦、閃鋅礦。根據有用礦物的可浮性的不同，本試驗研究擬采用的浮選方案是：抑制鋅礦物，混合浮選銅、鉛，得出銅鉛混合精礦，然后進行銅－鉛分離浮選分別得到銅精礦和鉛精礦，并從混合浮選的尾礦中再回收鋅礦物［3～5］，即采用混合浮選銅鉛－再選鋅的試驗流程。

3 試驗結果與討論

3.1 銅鉛混選條件試驗

在銅鉛混合浮選條件下以乙硫氮＋Z－200（1∶1）為捕收劑，磨礦細度為－0.074 mm占80%，采用硫酸鋅＋亞硫酸鈉抑制閃鋅礦為條件的基礎上，按圖1所示流程進行了銅鉛分離綜合試驗，所得試驗結果見表2。

圖1 選鉛作業試驗流程圖

表2 選鉛作業試驗結果%

由表2可知，在試驗室開路條件下，銅精礦的銅品位達到27.23%，回收率為59.64%。銅鉛分離后的鉛物料經過進一步的富集選鉛，可以得到較高品位的鉛產品，鉛精礦中鉛品位達到62.81%，回收率達到68.60%。銅鉛分離明顯，達到了工業生產的指標。同時鋅走向集中，尾礦中的鋅回收率達到86.96%。

3.2 鋅選別作業試驗

石灰調整pH（pH＝9～10），加入抑制劑水玻璃＋氟硅酸鈉，硫酸銅活化鋅，丁基黃藥浮選鋅。試驗流程如圖2所示，試驗結果見表3。

圖2 選鋅作業試驗流程圖

表3 選鋅作業試驗結果%

由表3可知，開路試驗獲得的鋅精礦中鋅品位為57.79%，回收率達到60.11%。大部分鋅進入鋅選別系統，鋅精礦中銅鉛含量較低，獲得了較好的分選指標。

3.3 實驗室小型閉路試驗

在各條件試驗和開路流程試驗的基礎上，按照圖3所示流程進行了實驗室小型閉路試驗，所得試驗結果見表4。

表4 小型閉路試驗結果%

圖3 小型閉路試驗流程圖

由表4可知，當磨礦細度80%－0.074 mm時，浮選指標為：銅精礦品位為31.59%，銅回收率為72.23%，銅精礦中含鉛1.63%，含鋅4.54%；鉛精礦品位為60.87%，鉛回收率為85.94%，鉛精礦中含銅2.67%，含鋅7.34%；鋅精礦鋅品位為51.17%，鋅回收率為85.07%，鋅精礦中含銅0.37%，含鉛1.03%。

閉路試驗結果表明，采用混合浮選銅鉛－銅鉛分離－選鋅的試驗流程浮選該礦石，獲得了較好的分選指標。試驗所用藥劑均為常規選礦藥劑，選別流程簡單，技術指標穩定［6～8］，為今后礦山的開發建設和生產提供了一定的參考依據。

4 結 論

1.云南某銅鉛鋅礦含銅0.20%、含鉛0.67%和鋅2.32%，并伴生少量金銀，銅主要賦存于黃銅礦中，鉛主要賦存于方鉛礦中，鋅主要賦存于閃鋅礦中，屬于低品位多金屬硫化礦石。

2.當磨礦細度80%－0.074 mm時，采用混合浮選銅鉛－銅鉛分離－選鋅小型閉路試驗流程浮選該礦石，獲得了精礦品位為31.59%、回收率為72.23%的銅精礦，精礦品位為60.87%、鉛回收率為85.94%的鉛精礦，精礦品位為51.17%、回收率為85.07%的鋅精礦，礦石中大部分金銀分散在各精礦產品中，實現了資源的綜合回收。

3.試驗確定的選別工藝對該礦石具有較強的適用性，其流程簡單可靠，選別指標較好，適合建設大型選礦廠。試驗為今后礦山的開發和生產提供了一定的依據。

［1］ 邱廷省，趙冠飛，朱冬梅，等.四川某難選硫化鉛鋅銀礦石浮選試驗［J］.金屬礦山，2012，（12）：62－65.

［2］ 劉智林，葉雪均，肖金雄，等.某鉛鋅銀礦工藝礦物學研究［J］.礦業快報，2008，（12）：68－69.

［3］ 王云，張麗軍.復雜銅鉛鋅多金屬硫化礦選礦試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2007，（6）：1－6.

［4］ 羅仙平，陳曉明，錢有軍，等.江西某鉛鋅銀多金屬硫化礦石選礦工藝研究［J］.金屬礦山，2012，（12）：57－61.

［5］ 肖駿，陳代雄，覃文慶.某伴生金硫化鉛鋅礦浮選試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2014，（4）：20－25.

［6］ 朱一民，周菁，張曉峰，等.內蒙古某難選銅鋅硫化礦浮選分離試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2014，（4）：9－12.

［7］ 董金海，王忠應，謝恩龍.云南某低品位鉛鋅硫化礦選礦工藝研究［J］.有色金屬（選礦部分），2014，（4）：26－31.

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Experimental Research on the Flotation Technology for a Low Grade Copper-lead-zinc Ore in Yunnan

OUYANG Xia-chang
（Changsha Engineering＆Research Institute Ltd.of NonferrousMetallurgy，Changsha 410001，China）

A low grade copper-lead-zinc sulfide ore in Yunnan contains0.20%Cu，0.67%Pb and 2.32%Zn，and a small quantity of gold and silver was associated in the ore.The copper minerals mainly occurred in the form of chalcopyrite，leadmineralsmainly occurred in the form of galena and zinc mineralsmainly occurred in the form of sphalerite.In order to develop the resource reasonably，themineral processing technology of themineral processing technology is studied.The flotation test results show thatunder grinding finenessof80%below－0.074 mm，with the flowsheet consisting of bulk flotation of copper and lead minerals，the separation between copper-lead and zinc flotation was developed.Copper concentratewith grade of31.59%Cu and recovery of72.23%Cu，lead concentrate with grade of60.87%Pb and recovery of 85.94%Pb，and zinc concentrate with grade of51.17%Zn and recovery of 85.07%Zn were obtained respectively，and the separation of copper，lead and zinc was successfully achieved.

bulk flotation；copper-lead separation；sulfide ore

TD923

A

1003－5540（2016）04－0016－05

2016－03－01

歐陽霞嫦（1982－），女，工程師，主要從事選礦設計工作。