某复杂多金属硫化矿无氰选矿试验

    云南某多金属硫化矿是含有铜、铅、锌、硫等多种金属元素的复杂多金属硫化矿。能否有效地分离、回收各种金属元素是矿石开发建设的重要前提，为此，对该矿石进行选矿工艺研究，以寻找分选该矿石有效、合理的选矿流程和工艺条件。经各种浮选流程和工艺研究，确定了分选该矿石合理的工艺流程和药剂条件，获得了较好的选别指标，实现了无氰浮选，在不采用K₂Cr₂0₇的情况下，成功地进行了铜、铅分离。

    一、原矿性质

    （一）原矿多元素分析

    原矿多元素分析结果见表1-2。

表1  原矿多元素分析结果% （一）

表2  原矿多元素分析结果%（二）

    注：金、银的单位为g/t。

    （二）原矿铜、铅、锌物相分析

    原矿铜、铅、锌物相分析结果见表3、表4、表5。

表3  铜物相分析结果%

表4  铅物相分析结果%

表5  锌物相分析结果%

    （三）原矿工艺矿物学研究

    原矿X射线衍射分析结果表明，矿石中的主要矿物有黄铁矿、石英、白云石、闪锌矿、纤锌矿、方铅矿、黄铜矿、斜长石、磁黄铁矿、赤铁矿、白云母、绿泥石等。矿石的矿物组成及含量见表6。

表6  样品的矿的组成及含量%

    在矿样中最大的方铅矿斑块，直径可达近1cm，但一般均为0.3～0.5mm，呈不规则状。常呈它形粒状在黄铁矿、磁黄铁矿中充填，呈斑状、短脉状充填产出，颗粒直径为0.003～0.5mm。方铅矿一般产于块状构造和稠密浸染状构造岩石，和闪锌矿、黄铜矿嵌布于黄铁矿、磁黄铁矿中。也有少部分和黄铁矿、磁黄铁矿连生嵌布于石英脉石中，呈脉状、网脉状产出，呈稀疏浸染状构造。也有部分方铅矿中包裹有黄铁矿、磁黄铁矿。

    闪锌矿一般颗粒直径为0.001～0.5mm，和方铅矿、黄铜矿共生、连生、与黄铜矿共生、连生交代紧密，产于黄铁矿、磁黄铁矿中，呈脉状、网脉状、节状分布。在闪锌矿附近，有时见有较多的薄膜状白色、无色方解石，有时也可以和方铅矿斑点共生产出。闪锌矿在块状构造的矿石中与黄铁矿互呈不规则花斑状产出，在闪锌矿中见有方铅矿斑块、斑点大小不一；在浸染状构造矿石或脉状矿石中，闪锌矿常与黄铁矿细脉共生，在黄铁矿、磁黄铁矿的边缘，呈小斑状、细脉状。在大的闪锌矿斑块中会出现方铅矿、黄铜矿斑点，有的边部出现方铅矿、黄铜矿细脉、短脉。

    黄铜矿是矿石中主要的铜矿物，呈它形晶小斑状聚合体，在块状矿石中与铅锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿间呈散粒分布，粒度变化大。在脉状矿石中黄铜矿和石英关系密切，在石英脉中常呈斑点状、花斑状在空洞和裂隙中产出。在钙质脉石中，黄铜矿沿节理、劈理、片理展布。铜的硫化矿物呈细网脉状、网脉状嵌布在黄铁矿中，铜、锌单矿物粒度粗细不等，部分细小颗粒不足0.01mm。在黄铜矿中有闪锌矿微粒的包裹嵌布，而在闪锌矿边沿及颗粒中也有黄铜矿交代连生或呈微粒的包裹嵌布。它们的粒度分布不均，但一般均在0.003～0.02mm。

    二、选矿试验研究

    （一）浮选流程试验研究

    混合浮选流程：原矿磨到75%-74μm后，粗、扫选均加入CuSO₄、丁基黄药、730A，采用一次粗选、三次精选、一次扫选流程浮选出铜铅锌混合精矿及中矿（精选为空白精选），丢弃尾矿。混合精矿磨至90%-74μm，用活性炭和Na₂S脱药，加入Na₂SO₃+ZnSO₄抑制锌矿物，乙基黄药作捕收剂，730A作起泡剂，用一次粗选、一次扫选流程进行铜、铅矿物和锌矿物的分离，精矿和中矿为铜铅混合精矿，尾矿为锌精矿；铜铅混合精矿用活性炭脱药后，用K₂Cr₂0₇作抑制剂，730A作起泡剂，抑铅浮铜进行铜铅分离得到铜精矿和铅精矿。混合浮选流程开路试验获得的试验指标见表7。

表 7  浮选流程探索试验指标

    部分混合浮选流程：原矿磨到80%-74μm，粗选加入Na₂S0₃ 2000g/t、ZnS0₄ 4000g/t抑制锌矿物，加入乙基黄药70g/t作捕收剂，730A 24g/t作起泡剂，扫选加入Na₂S0₃ 750g/t、ZnS0₄ 1500g/t抑制锌矿物，加入乙基黄药30g/t作捕收剂，采用一次粗选、一次精选、一次扫选流程（精选为空白精选）进行铜铅混合浮选得到铜铅混合精矿。铜铅混合精矿用活性炭脱药后，加入K₂Cr₂O₇ 300g/t抑制铅矿物，再加入730A 12g/t作起泡剂，进行铜铅分离，得到铜精矿和铅精矿。铜铅混合浮选尾矿采用一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到锌精矿，锌粗选CuS0₄用量为300g/t，丁基黄药用量为70g/t，730A用量12沙，两段精选分别加入Ca0 700g/t和600g/t，扫选CuS0₄用量为100g/t，丁基黄药用量为20g/t。部分混合浮选流程开路试验指标见表8。

    等可浮流程：原矿磨到80%-74μm后，采用一次粗选、一次精选、一次扫选流程（粗选加入乙基黄药8020g/t，730A 24g/t，扫选加入乙基黄药30g/t，将可浮性相同的硫化铜矿、硫化铅矿、硫化锌矿全部浮起得到铜铅锌混合精矿，尾矿加入CuSO₄活化可浮性较差的锌矿物，用丁基黄药作捕收剂，采用一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到部分锌精矿。铜铅锌混合精矿用Na₂S及活性炭脱药后，加入Na₂S0₃+ZnS0₄抑制硫化锌矿物，用乙基黄药作捕收剂，采用一次粗选、一次精选流程分选得到铜铅精矿和另一部分锌精矿，铜铅精矿用活性炭脱药后，加入K₂Cr₂0₇抑制铅矿物，进行铜铅分离得到铜精矿和铅精矿。等可浮流程开路试验指标见表8。

    从浮选流程探索试验结果分析，混合浮选流程可在粗磨(70%-74μm)的情况下丢弃尾矿，减少细磨的给矿量，降低磨矿费用，同时在粗磨后经简短的流程分选就可丢弃尾矿，大大减少进入后续作业的矿浆量，可大量减少浮选机数量，降低生产成本，但矿石中的所有目的矿物在混合浮选时都经活化剂和捕收剂作用，在分离浮选时使硫化锌矿物难以抑制而进入铜铅精矿，降低了锌回收率。部分混合浮选流程根据目的矿物可浮性的差异，把可浮性较差的硫化锌矿物抑制到下一步的浮选作业，将可浮性较好且相似的硫化铜、硫化铅矿物首先浮起得到铜铅混合精矿后再分离，该流程顺应了矿物可浮性的差异，避开了全浮选流程中混合精矿分离时被活化的硫化锌矿物难以抑制而进入铜铅精矿，造成锌在铜铅精矿中的损失，难得到较好的选别指标，浮选流程相对简单。等可浮流程也是根据矿物可浮性的差异进行分离，但该流程较长，浮选操作难度大，生产成本相对较高。根据试验结果及上述流程分析，确定选用部分混合浮选流程。

    （二）部分混合浮选流程试验及结果

    1、开路探索试验

    原矿中铜矿物在磨矿过程产生的铜离子引起闪锌矿的活化，使闪锌矿可浮性变好而难以抑制，在浮选过程中进入铜铅精矿中，降低铜铅精矿品位，也增加锌在铜铅精矿中的损失。探索试验的主要目的是寻找能较好地抑制闪锌矿的抑制剂和选择性好的捕收剂，以降低锌在铜铅混合精矿中的损失。

    通常，浮选铜、铅、锌多金属矿，为了抑制锌矿物需加入氰化物。本试验采用多种调整剂和抑制剂探索试验确定，用石灰抑制黄铁矿和磁黄铁矿，用硫化钠作调整剂消除铜离子对闪锌矿的活化，用亚硫酸＋硫酸锌作闪锌矿的抑制剂，能较好地抑制闪锌矿，实现无氰浮选。试验中发现上述几种药剂全部加入到磨矿机中，可使铜铅精矿中的锌品位进一步降低，锌在铜铅精矿中的损失减少，铜铅精矿品位得到提高。铜铅混选所用捕收剂经乙基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、25号黑药、丁基铵黑药、乙硫氮、YR-2试验比较，采用混合捕收剂YR-2得到的铜铅精矿品位高，铜、铅回收率高，而锌品位较低，锌损失较小。确定采用YR-2作铜铅混选的捕收剂。铜、铅分离经探索研究，铜铅混合精矿用活性炭脱药后，即使不加铅抑制剂K₂Cr₂0₇，也能很好地实现分离，得到高品位的铜精矿，铅在铜精矿中的损失<1%。

    2、开路条件试验

    开路条件试验是为了揭示各浮选条件对分选指标的影响。开路条件试验流程：铜铅混选一次粗选、一次扫选、三次精选，铜、铅分离浮选一次粗选、一次精选，锌浮选一次粗选、一次扫选、两次精选。磨矿细度试验结果表明，因原矿中的目的矿物共生关系密切，且粒度呈粗细不均嵌布，磨矿细度达到90%-74μm后目的矿物才能较好的解离，各精矿的品位和回收率较高，精矿杂质含量较低，尾矿中的金属损失较小。铜铅混选粗选作业加入的CaO不宜太多，pH值控制在9左右即可，否则，pH值过高使锌矿物可浮性变好，使锌在铜铅精矿中的损失增加；Na₂S用量300g/t较为合适，过大或过小都会使铜品位和回收率降低；抑制剂Na₂S0₃+ZnSO₄的用量2000+4000劝较为合适，太少不能使锌得到较好的抑制，过大造成不必要的浪费；混合捕收剂YR-2控制在30g/t即可，过大会使锌的损失增加。铜铅混选扫选作业只需加入1000+2000g/t的Na₂S0₃+ZnS0₄和20g/t的YR-2。为了在下一步的铜铅混合精矿分离浮选作业中较彻底地脱除吸附在铅矿物表面的捕收剂，达到铜铅分离的目的，铜铅粗精矿精选不添加药剂，进行空白精选，以减少药剂在矿物表面的吸附，矿浆液面不稳定时，添加适量起泡剂。铜铅分离作业流程为一次粗选、一次梢选，精矿即为铜精矿，中矿和尾矿是铅精矿，开路探索试验中发现，只要铜铅混合精矿能很好地脱药，即使不加铅矿物的抑制剂K₂Cr₂0₇，铅矿物也能得到很好地抑制，铜铅混合精矿脱药加入的活性炭用量以550+70g/t（粗选＋精选）为好，用量不足铅不能得到很好的抑制，过量又会造成铜在铅精矿中的损失增加。锌浮选采用一次粗选、一次扫选、两次精选流程，粗选加入适量CaO把矿浆声控制在9～10,锌的活化剂CuS0₄用量以300+100g/t（粗选＋扫选）为宜，太少锌矿物活化不好，精矿品位及回收率都低，过多造成浪费；捕收剂（丁基黄、药）用量控制在60+10g/t（粗选＋扫选），太少锌回收率低，过多造成锌精矿品位降低；锌精选只需加入CaO（两段作业都加1000g/t）抑制黄铁矿就可得到合格的锌精矿。

    （三）闭路试验

    根据开路试验结果确定的流程和浮选条件按图1所示流程和条件进行闭路试验，试验结果见表8。

    三、问题及讨论

    从闭路试验结果看，尾矿中损失的铜金属达到21.46%，除浮选不能回收的、占原矿约10%的结合氧化铜外，仍有超过10%的硫化铜损失在尾矿中，从原矿中铜的嵌布特性看，部分铜呈细网脉、网脉状嵌布在黄铁矿中，在磨矿细度90% -74μm的条件下，这部分钢是难以和黄铁矿解离的，随着黄铁矿被抑制进入尾矿，造成铜在尾矿中的损失较高。原矿中部分黄铜矿包裹有闪锌矿，导致铜精矿含锌较高，但因铜精矿产率较低，因此锌在铜精矿中的损失不大。铜铅混合粗精矿经三次精选后进行铜、铅分离，铅精矿中含铜仅为0.51%，但铅品位仍然较低，只能达到51.45%，原因是方铅矿中包裹有黄铁矿。

    四、结语

    原矿为含有铜、铅、锌、硫的复杂多金属矿。铜、铅、锌矿物以硫化矿为主。铜、铅、锌矿物均呈粗细不均匀粒度与脉石相嵌、与黄铁矿相嵌或在黄铁矿中充填，或相互交代共生，或呈微粒包裹嵌布，原矿的嵌布特性给浮选带来一定的困难。经不同的浮选流程试验研究，确定采用分选指标较好的部分混合浮选流程分选该矿石。把调整剂和抑制剂(CaO、Na₂S, Na₂S0₃、ZnSO₄)全部加入到磨矿机中，能使锌得到较好的抑制，大大地减少锌在铜、铅精矿中的损失，实现无氰浮选。同时采用选择性好的混合捕收剂YR-2即能使铜、铅得到有效地回收，又能减少锌的损失。铜、铅分离只需将铜铅混合精矿用活性炭脱药，就能很好地进行分离浮选，不需要使用K₂Cr₂O₇抑制铅矿物。原矿按图1所示流程和条件进行了闭路浮选试验，获得了较好的试验指标。