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某硫化铜铅矿选矿试验研究

文档作者：胡献立初士军李天恩王乃玲卢冀伟文档来源： 1．河南金渠黄金股份有限公司 2．招远市黄金机械总厂有限公司3．西安天宙矿业科技开发有限责任公司4．东北大学资源与土木学院		点击数：	更新时间： 2021年09月06日
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第3期
2014年6月
矿产综合利用
Multipurpose Utilization of Mineral Resources
No．3
Jun．2014
某硫化铜铅矿选矿试验研究
胡献立 ，初士军 ，李天恩 ，王乃玲 ，卢冀伟4
(1．河南金渠黄金股份有限公司，河南-f-I峡472000；
2．招远市黄金机械总厂有限公司，山东 招远265400；
3．西安天宙矿业科技开发有限责任公司，陕西西安710061；
4．东北大学资源与土木学院，辽宁沈阳110819)
摘要：针对某硫化铜铅矿石进行了选矿试验研究，试验采用混合浮选工艺流程，即将铜、铅一起浮出，再进
行铜铅精矿的分离。通过一系列调整剂、捕收剂种类及用量条件试验，确定了较佳浮选流程。闭路试验最终
获得的铜精矿和铅精矿指标如下：铜精矿品位24．59％ ，铜回收率86．11％ ；铅精矿品位52．81％ ，铅精矿回收
率73．I1％。
关键词：硫化铜铅矿；混合浮选；工艺流程
doi：10．3969／j．issn．1000-6532．2014．03．005
中图分类号：TD952 文献标志码：A 文章编号：1000—6532(2014)03—0023—04
目前硫化铜铅多金属矿石的组分越来越复杂，
矿物之间致密共生，镶嵌关系复杂多变，成为金属矿
选矿中最复杂的问题之一。铜与铅矿物的天然可浮
性相似，所以铜铅分离成为铜铅多金属硫化矿浮选
分离中的关键性问题⋯ 。对硫化铜铅浮选进行试
验研究，采用组合抑制剂能很好地实现铜矿和铅矿
的分离，得到较好的分选指标，为硫化铜铅分离提出
了一种新思路 j。
1 矿石性质
本试验矿样中矿物组成较简单，金属矿物主要
为磁黄铁矿、方铅矿、黄铜矿，其次为黄铁矿、闪锌
矿。主要回收矿物为黄铜矿、方铅矿、脉石矿物主要
是石英、碳酸盐(方解石)、白云母等。原矿化学多
元素分析结果见表1。
原矿铜物相分析结果表明，原生硫化铜和次生
硫化铜中铜分别占总铜82．9％和15．54％ ；而铅物
相分析结果表明，硫化铅只占总铅的32．98％ ，对铅
精矿品位和回收率也不利。由于该矿石锌品位太
低，加之矿石中磁黄铁矿的影响，难以获得合格锌精
矿。故本试验只针对铜和铅进行选别，不考虑对锌
的回收。
表1 原矿多元素分析结：果／％
Table 1 Analysis resuhs of multi—elements
}单位为g／to
2 选矿试验研究方案
目前，铜铅矿的选矿仍以浮选法为主，其工艺流
程概括起来有优先浮选、混合浮选和等可浮流
程 ]。根据对该矿石性质的研究及探讨试验结果，
本试验采用混合浮选流程，即将可浮性相近的铜铅
矿物一起浮出，得到铜铅混合精矿，然后再进行铜铅
分离，分别得到铜精矿和铅精矿。
收稿日期：2013—12—02
作者简介：胡献立(1971一)，男，工程师，主要从事黄金选矿工艺研究。
· 24· 矿产综合利用
3 试验结果与讨论
该试验流程可分两个部分，即混合浮选回路和
铜铅分离回路。
3．1 混合浮选
3．1．1 磨矿细度试验
固定条件：粗选调整剂为碳酸钠1000g／t、石灰
1000g／t、硫酸锌2000g／t、亚硫酸钠2000g／t，捕收剂
为硫氮九号30g／t、乙黄药30g／t，起泡剂为2 油
32g／t。粗选磨矿细度试验结果见图1。
由图1可知，随着磨矿细度的增加，粗精矿中铜
的品位和回收率都逐渐增加，一0．074mm含量达到
80％后基本不变；而磨矿细度越大，铅的品位先下降
后升高，回收率先升高后下降。综合考虑各项指标
后确定最佳磨矿细度为一0．074mm 80％。
亡吕
槲
回
图1 磨矿细度试验结果
Fig．1 Test results of grinding fineness
3．1．2 调整剂种类及用量试验
调整剂全部加人磨矿机。固定条件：粗选磨矿
细度-0．074mm 80％ ，捕收剂为硫氮九号30。g／t、乙
黄药30g／t，起泡剂为2 油32g／t。调整剂种类及用
量试验结果见表2。
由表2可知，调整剂为石灰1000g／t、硫酸锌
1000 g／t、亚硫酸钠1000 g／t时粗矿中Cu、Pb品位
和回收率均较高，因此确定其为较佳调整剂。
表2 调整剂种类及用量结果
Table 2 Results of types and dosage of regulator
续表
Na2CO31000 粗精矿5．45 3．0l 23．4 41．96 78．02
znSO42000 尾矿94．55 0．24 0．38 58．04 21．98
Na2SO31000 原矿100．O0 0．39 1．63 100．O0 100．00
石灰1000 粗精矿8．20 5．09 20．50 95．79 91．05
ZnSO 1000 尾矿91．80 0．02 0．18 4．21 8．95
Na2SO31000 原矿100．00 0．43 1．85 100．00 100． 00
Na2CO 1000 粗精矿7．2O 4．16 19．0o 69．75 79．O8
ZnSO 1000 尾矿92．8O 0．14 0．39 30．25 20．92
Na2SO31000 原矿100．O0 0．43 1．73 100．O0 100．00
粗精矿7．70 3．54 19．00 69．75 79．08
ZnSO42000
N sO l000
尾矿92·30 0·13 0·39 30·25 20·92
‘
原矿100．00 0．39 1．73 100．O0 100．00
3．1．3 捕收剂种类及用量试验
在复杂铜铅矿的浮选中，除其他因素外，捕收剂
往往对浮选结果起决定性作用 j。
固定条件：粗选磨矿细度一0．074mm80％ ，调整
剂为石灰1000g／t、硫酸锌1000g／t、亚硫酸钠1000g／
t，起泡剂为2 油32g／t。捕收剂种类及用量试验结
果见表3。
表3 捕收剂种类及用量试验结果
Table 3 Test results of typ es and dosage of collector
第3期 胡献立等：某硫化铜铅矿选矿试验研究 ·25·
由表3可以看出，捕收剂为乙硫氮30s／t、丁黄
药20g／t时粗矿中Cu、Pb品位和回收率均较高，因
此确定其为较佳捕收剂。
3．2 铜铅分离浮选试验
3．2．1 铜铅分离抑制剂用量试验
铜铅分离采用抑铅浮铜工艺，固定捕收剂z一
200用量为20g／t，抑制剂TZ-511用量试验结果见
图3。
抑制剂用量／(g·t )
图3 铜铅分离抑制剂用量结果
Fig．3 Results of dosage of inhibitor for the
separation of copper and lead
由图3可以看出，随着抑制剂TZ511用量的增
加铜品位先增加后降低，铜回收率则逐渐上升趋势，
而铜精矿中铅品位和回收率均呈现先下降后升高的
趋势，因此TZ511用量为250g／t时适合。
3．2．2 铜铅分离捕收剂用量试验
铜铅分离试验固定抑制剂TZ-51 1用量为250s／
t。捕
摹
凰
图4 铜铅分离捕收剂用量结果
Fig．4 Results of dosage of collector for
separation of copper and lead
由图4可以看出，随着捕收剂用量的增加铜品
位先增加后降低，铜回收率则逐渐上升趋势，而铜精
矿中铅品位和回收率均逐渐增加。综合考虑各项选
别指标，最终确定捕收剂Z-200较佳用量为15g／t。
4 闭路流程
在条件试验和开路试验基础上进行闭路试验，
试验结果见表4，数质量流程见图5。
表4 闭路试验结果
Table 4 Results of closed—circuit test
}单位为g／t。
表4试验结果表明，对采用混合浮选一铜铅分
离工艺流程，闭路试验可获得两种产品，一种为铜精
矿，其中含铜24．59％ ，回收率为86．11％ ，其中含铅
4．51％、含金5．28g／t、含银775g／t，可以作产品出
售；另一种为铅精矿，其中含铅52．81％ ，回收率为
73．11％，其中含铜3．88％、含金14．80g／t、含银
427g／t，其产品质量达到了铅冶炼标准；同时回收伴
生元素金和银，铜铅精矿中金总回收率52．22％ ，银
总回收率61．10％ 。
5 结 论
(1)化学多元素分析及铜铅物相分析可知，矿
石中矿物组成较简单，主要回收矿物为黄铜矿、方铅
矿。其中硫化铜矿物中的铅占98．44％ ，硫化铅矿
物中的锌占32．98％ ；脉石矿物主要是石英、碳酸盐
(方解石)、白云母等。
(2)采用“混合浮选铜铅硫化矿一铜铅分离”的
工艺流程处理该矿样，通过铜铅混合浮选过程中磨
矿细度及调整剂和捕收剂的种类和用量条件试验以
· 26· 矿产综合利用 2014每
及铜铅分离过程中抑制剂和捕收剂用量条件试验， (3)闭路试验获得了两种合格产品，铜精矿品
最终制定了最佳
图例：r B-，B
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混合浮选流程和铜铅分离流程。
原矿
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尾矿
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铅精矿
图5 闭路试验数质量流程
Fig．5 Flowsheet of quantity and quality
位24．59％ 、回收率86．11％ ；铅精矿品位52．81％ 、
回收率73．11％ 。
参考文献
[1]王世辉．某难选铜铅矿铜铅分离工艺试验研究与实践
[J]．矿冶工程，2012，32(2)：49-51．
[2]唐敏，张文彬．在微细粒铜镍硫化矿浮选中蛇纹石类脉
石矿物浮选行为研究[J]．中国矿业，2008，17(2)：47—
5O．
[3]胡显智，张文彬．铜镍硫化矿浮选精矿降镁研究与实践
进展[J]．有色矿冶，2003(1)：21—25．
[4]王恒峰，李兵容．川西某铅锌矿选矿试验研究[J]．中国
矿业2007，16(12)：113-116，123．
[5]魏以和，周高云，罗廉明．捕收剂与磨矿环境对铅锌矿浮
选的影响[J]．金属矿山，2007(6)：34—38．
Experimental Research on M ineral Processing Technology
for a Copper-lead Sulfide Ore
Hu Xianli ，Chu Shijun ，Li Tianen ，Wang Nailing ，Lu Jiwei
(1．Henan Jinqu Gold Corporation，Sanmenxia，Henan，China
2．Zhaoyuan Gold Machinery Plant Co．，Ltd．，Zhaoyuan，Shandong，China；
3．Xi an Tianzhou Mining Indust~ Science and Technology Development Co．，Ltd．，Xi’an，Shaanxi，China；
4．School of Resources＆Civil Engineer，Northeastern University，Shenyang，Liaoning，China)
Abstract：The copper．1ead sulfide ore was studied through the bulk flotation flowsheet which selected copper and
lead at the same time followed by separation of copper and lead minerals．The optimum flotation process was determined
by a series of type and amount of condition tests by adjusting agents and collectors．The indicators of copper
concentrate and lead concentrate of closed—circuit test were as follows：the grade of lead concentrate as 52．8 1％ ，the
lead recovery oas 73．1 1％ and the grade of copper concentrate of 24．59％ ．therecovery of 86．1 1％ ．
Keywords：Copper—lead sulfide ore；Bulk flotation；Flowsheet
5

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