提高鉛精礦中銅回收率生產實踐

楊慧武，彭乃強

（江西銅業集團七寶山礦業有限公司，江西 上高 336403）

江西銅業集團七寶山鉛鋅礦屬復雜難選多金屬硫化礦，礦石含銅、鉛、鋅、硫等多種有用金屬［1］。選廠建成于1990年。2004年，湖南有色金屬研究院對七寶山鉛鋅礦中的銅回收進行了試驗研究，采用硫酸鋅、亞硫酸鈉作抑制劑，Z200輔助少量黃藥作捕收劑，精選作業添加DF的技術手段，運用優先選銅的浮選工藝，對銅與鉛、鋅、硫進行分離，并取得了較好效果，2005年5月底，投入現場使用，獲得的選銅指標為銅精礦品位15% ～17%，含鉛加鋅12% ～15%，銅回收率42%～48%，由于原礦條件的一系列變化，鉛精礦中的含雜進一步上升至20%以上，2011年，被迫終止了選銅作業。后續年份，湖南有色金屬研究院、北京礦冶科技集團有限公司，先后多次圍繞七寶山銅的回收開展了研究，小試結果較好，但由于多種原因，主要是原礦性質變化太大，現場調試結果不理想而終止。銅作為一種有價元素，具有良好的回收價值，通過富集到鉛精礦中發揮公司具有冶煉廠的優勢，通過冶煉方法回收也是一種好的途徑。

七寶山鉛鋅礦年處理原礦量27萬t，其中銅金屬量為675t，近兩年來，平均每年在鉛精礦中的銅金屬量為337t，平均銅回收率為50%，為了達到進一步多富集銅金屬量到鉛精礦中的目的，選廠和研究單位開展研究。

1 原礦性質

原礦多元素化學分析結果見表1。

表1 原礦多元素化學分析結果%

其中，銅、鉛的主要礦物特征及嵌布特性為：

黃銅礦：黃銅礦常以細粒集合體與閃鋅礦、方鉛礦緊密共生，在閃鋅礦中呈乳滴狀、細脈狀、星點狀或呈脈狀分布于黃鐵礦中［2］。

方鉛礦：往往呈不等粒狀集合體和粒狀集合體與閃鋅礦緊密共生，嵌布于脈石礦物顆粒間，粒度不均，一般0.3～0.037mm。部分方鉛礦呈細脈狀沿閃鋅礦解理或碳酸鹽類礦物解理交代，粒度微細，鏡下截面寬度大部分＜1μm或更細。

2 原生產工藝

2.1 原選礦工藝流程及生產指標

2015年選廠進行了一次擴改，由北京恩菲設計院設計的選礦工藝流程采用優先浮選工藝流程，按選銅－選鉛－選鋅－選硫，依次選出銅精礦、鉛精礦、鋅精礦，硫精礦。但由于技術問題，停止了選銅作業，改為選銅鉛－選鋅－選硫，銅礦物富集到鉛精礦中。

銅鉛混選流程采用BF－6浮選機，其中各作業，粗選、掃一、掃二、掃三，分別為4槽、3槽、2槽、1槽；銅鉛精選流程采用BF－2浮選機，其中，精一、精二、精三、精四、精五分別為3槽、2槽、1槽、1槽、1槽。2015年到2021年，銅金屬富集到鉛精礦中的回收率在48%～50%之間。

2.2 原生產工藝中存在的問題

1.原生產工藝日補加球制度采用Φ100mm、Φ80mm 兩種球，磨礦細度偏粗，最終磨礦度為－0.074mm占65%～67%。

2.銅鉛精選工藝中使用單槽太多，精二、精三泡沫過于擁擠，銅的作業回收率僅為58%，偏低。

3.原藥劑制度采用苯胺加乙硫氮為捕收劑浮銅鉛，雖拉力較大，但鋅、硫上浮偏多，分選效果并不理想。抑制劑為硫酸鋅和亞硫酸鈉，抑制鋅硫的效果還不夠好。

3 試驗研究

根據原生產工藝中存在的問題，本著提高鉛精礦中的銅回收率為目的，開展了銅鉛粗選的捕收劑種類試驗、抑制劑條件試驗、磨礦細度試驗等。

3.1 捕收劑種類試驗

試驗流程圖如圖1所示，試驗結果見表2。

圖1 銅鉛粗選捕收劑種類試驗流程

表2 銅鉛粗選捕收劑種類試驗結果%

由表2試驗結果可以看出：采用苯胺黑藥和25＃黑藥有較好的效果，使用乙硫氮的試驗，銅粗精品位和回收率，均低于苯胺黑藥和25＃黑藥。因25＃黑藥氣味大且腐蝕性強，從環保考慮選擇苯胺黑藥［3］。

3.2 抑制劑條件試驗

本試驗的抑制劑采用硫酸鋅、硫化鈉、亞硫酸鈉等。

3.2.1 銅鉛粗選硫酸鋅用量試驗

試驗流程如圖2所示，試驗結果見表3。

圖2 銅鉛粗選硫酸鋅用量試驗流程

表3 銅鉛粗選硫酸鋅用量試驗結果

由表3可知，當硫酸鋅用量為500g／t時，獲得了銅品位2.18%，鉛品位10.45%，含鋅品位4.92%，銅回收率87.04%，鉛回收率88.41%的指標，銅品位接近，銅回收率最優。綜合考慮，硫酸鋅最佳用量為500g／t［4］。

3.2.2 銅鉛粗選硫化鈉用量試驗

試驗流程圖如圖3所示，試驗結果見表4。

圖3 銅鉛粗選硫化鈉用量試驗流程

表4 銅鉛粗選硫化鈉用量試驗結果

根據表4試驗結果，前三組試驗，硫化鈉用量低，銅鉛粗精礦中鋅損失率太高。當硫化鈉用量為66g／t時，銅鉛粗精礦中銅品位2.04%、鉛品位10.11%、含鋅4.99%、銅回收率85.96%、鉛回收率87.38%的指標。隨著硫化鈉用量上升為88g／t時，銅鉛粗精礦中鋅損失率在下降，銅鉛回收率也在下降，綜合考慮，硫化鈉最佳用量為66g／t［5］。

3.2.3 銅鉛粗選亞硫酸鈉用量試驗

為了達到降低銅鉛粗選粗精礦含鋅，調整了苯胺黑藥的用量為20g／t，開展亞硫酸鈉用量試驗，試驗流程如圖4所示，試驗結果見表5。

圖4 銅鉛粗選亞硫酸鈉用量試驗流程

由表5試驗結果可知，降低苯胺黑藥用量和使用亞硫酸鈉后，銅鉛粗精礦中鋅上浮量大幅下降，而銅鉛回收率較為穩定。當亞硫酸鈉用量300g／t時，可獲得銅鉛粗精礦中銅品位3.75%，鉛品位18.07%，含鋅品位5.71%，銅回收率84.30%，鉛回收率83.08%的指標，根據試驗結果，綜合考慮，亞硫酸鈉最佳用量為300g／t［6］。

3.3 磨礦細度試驗

試驗流程如圖5所示，試驗結果見表6。

圖5 銅鉛粗選磨礦細度試驗流程

表6 銅鉛粗選磨礦細度試驗結果 %

由表6試驗可知，當磨礦細度－0.074mm占71%時，可獲得銅鉛粗精礦中銅品位3.42%，鉛品位17.22%，含鋅品位6.78%，銅回收率81.75%，鉛回收率84.35%的指標，銅鉛回收率較好且銅回收率最優。

4 現場應用

4.1 技改方案

根據原生產工藝中存在的問題，依據試驗結果，提出了如下技改方案：

1.對精二、精三，各增加了1槽浮選機，改進后，適當延長了精選的浮選時間，這對控制和減少精選作業的中礦循環量創造了條件，為銅創造了更多的上浮機會。

2.改進原一段磨礦日補加鋼球規格為Φ90 mm、Φ80mm、Φ60mm三種尺寸，改進后，磨礦細度由原來的－0.074mm占65%～67%提高到－0.074 mm占68%～72%，達到了磨礦細度要求。

3.現場采用銅鉛混選工藝流程，以苯胺黑藥為捕收劑，取消了乙硫氮；增加了硫化鈉，采用硫酸鋅、硫化鈉、亞硫酸鈉組合抑制劑，較好地改善了分離效果。

4.2 現場實施效果

改進前后選礦生產指標對比見表7。

表7 改進前后選礦生產指標對比%

由表7可知，改進后鉛精礦中的銅回收率比改進前的近兩年平均值50%提高了5.34%，創造了較大的經濟效益。按年處理原礦27萬t，銅原礦品位0.25%計算，年可多回收銅金屬量36.045t。

5 結 論

1.原生產工藝存在磨礦細度偏粗、銅鉛精選時間偏短、捕收劑拉力過強、上鋅、硫多等問題。

2.通過改進日補加球種類、擴充浮選機數量、采用以苯胺黑藥為捕收劑，以硫酸鋅、硫化鈉、亞硫酸鈉聯合抑制鋅硫的方案等措施改善了磨礦細度和浮選時間，優化了分選效果。

3.通過采取上述技術措施，磨礦細度提高了3%以上，銅鉛精礦中的含鋅由5.5%降為4.36%，銅的回收率提高了5.34%。