某氧硫混合多金属矿铜铅分离研究

聂琪，戈保梁，陈正云，祁磊，董娟

（1.昆明冶金高等专科学校，云南 昆明 650038；2.昆明理工大学国土资源工程学院，云南 昆明 650093；3.云南文山铝业有限公司，云南 文山 663000；4.鹤庆北衙矿业有限公司，云南 鹤庆 671000）

复杂多金属矿的选矿的难点在于如何有效地分离有价矿物[1-2]。针对铜铅混合精矿，特别是氧硫混合多金属矿石中的铜铅混合精矿的分离，无论是“抑铜浮铅”还是“抑铅浮铜”，在大量工业化的应用中，均具有一定的难度[3]。因为在“抑铜浮铅”中常用氰化钠作为铜矿物的抑制剂，氰化物不仅有毒、易挥发，且铜被抑制后，很难活化。相比之下，“抑铅浮铜”是比较可行且应用较多的方法，但是，对铅矿物抑制效果较好的重铬酸钾同样具有很大的毒性，对环境不利[4-5]。因此，研究出高效无污染的铜铅分离方法，具有很大的意义。

本论文以云南某地的氧硫混合多金属矿石为研究对象，针对铜铅混合精矿的分离进行了选矿实验研究，对硫化铜铅和氧化铜铅矿物分别进行处理，采用无污染的高效组合抑制剂进行硫化铜铅混合精矿的分离，氧化铜铅混合精矿的分离采用氨浸法浸出氧化铜，有效的解决了氧硫混合多金属矿铜铅分离的问题。

1 矿石性质

本研究中所选用的矿样来自云南某多金属矿山，原矿多元素分析见表1，物相分析结果见表2。

表1 原矿多元素分析/%Table 1 Multi-element analysis results of the raw ore

表2 原矿铜、铅物相分析Table2 Copper and lead phase analysis results of the raw ore

由表2 知，原矿中有2.73%的铜以硫化铜的形式存在，占总铜的74.59%，这有利于用浮选法回收铜，含有0.74%的自由氧化铜及0.19%的结合铜，与硫化铜相比，自由氧化铜及结合铜的回收更困难；有1.406%的铅以硫化铅的形式存在，其余的0.374%铅为氧化铅。该矿石为氧化、硫化混合矿，为了最大限度的回收铜、铅，对氧化、硫化的铜铅分别进行混浮，混合精矿再进行铜、铅分离的方案是可行的。

2 实验研究

根据工艺矿物学研究，原矿中黄铜矿呈不规则粒状、脉状分布在黄铁矿晶隙或裂隙中，或散状分布在脉石矿物中，包裹黄铁矿，粒径在0.001～0.02 mm 之间。方铅矿呈尖角状、多角状或不规则粒状分布在脉石矿物晶隙中，粒径在0.05～ 0.5 mm之间。为了有效回收铜、铅，进行磨矿细度实验，确定合适的磨矿细度是必要的。

2.1 磨矿细度实验

采用图1 流程进行磨矿细度实验，硫化铜铅粗选时添加的药剂为，CaO1000 g/t，Na2SO32000 g/t，Z-200 250 g/t，2#油90 g/t；氧化铜铅粗选时添加的药剂为：KMnO4300 g/t，Na2S+Na2SO31500 g/t，2#油85 g/t。硫化铜铅及氧化铜铅混合粗选中所添加的药剂均分三次添加，第一次添加60%，后续再添加20%，添加两次。实验结果见表3。

图1 磨矿实验流程Fig.1 Flowsheet of the grinding fineness test

表3 磨矿细度实验结果Table 3 Results of the grinding fineness test

由表3 知，在磨矿细度为90% -0.074 mm 时，氧化铜铅混合精矿中铜精矿品位仅为1.29%，比85% -0.074 mm 时氧化铜铅混合精矿中铜品位低2.78%，但是硫化铜精矿中铅精矿品位达2.16%，85% -0.074 mm 中硫化铜精矿中铅品位仅为1.76%。在90% -0.074 mm 的条件下，硫化铜精矿中Cu,Pb,Au,Ag 的回收率均比85% -0.074 mm 条件下的高，因此综合考虑后，采取90% -0.074 mm 的磨矿细度。

在图1 流程中，对氧化铜铅矿、硫化铜铅矿分别进行了浮选，针对硫化铜铅的分离，选用选择性较好的Z-200 做捕收剂，Na2SO3与CMC 做组合抑制剂，2#油作为起泡剂，且在图1 流程中，分别进行了Z-200、Na2SO3与Na2S 及2#油的用量试验。对于氧化铜铅分离，之前的实验证明采用浮选或者将氧化、硫化铜铅进行混合浮选，再将混合精矿进行分离的方案是不可行的，因此采用湿法浸出的方案进行氧化铜铅的分离。

2.2 粗选条件实验

2.2.1 选硫化铜铅混合精矿Z-200 用量实验

药剂条件为 CaO1000 g/t，Na2SO32000 g/t，2#油90 g/t，实验结果见表4。

表4 Z-200 用量试验结果Table 4 Results of Z-200 dosage tests

见表4 可知，在Z-200 的用量为200 g/t 时，铜铅混合粗精中，铜品位5.01%，回收率43.76%，铅品位1.76%，回收率31.61%，与其他用量相比，200 g/t 时所得混合精矿的指标均较为理想，因此，确定Z-200 的用量为200 g/t。

2.2.2.选硫化铜铅混合精矿2#油用量实验

Z-200 用量为200 g/t,其他的实验条件与Z-200用量实验的相同。实验结果见表5。

表5 2#油用量实验结果Table 5 Results of 2# oil dosage tests

由表5 知，在2#油的用量为100 g/t 时，混合精矿中铜品位5.44%，铅品位2.33%，铜、铅的回收率分别为46.24%，40.72%，所得指标比80 g/t 及120 g/t的较好，且金、银的回收率也相对较高，因此，确定2#油的用量为100 g/t 为宜。

2.2.3 选氧化铜铅混合精矿抑制剂用量实验

将Na2SO3与Na2S 按1:2 的比例进行混合作为组合抑制剂使用，并添加了一定量的KMnO4起到脱药及一定的抑制作用。选用的其他药剂及种类如下：磨矿细度90% -0.074 mm，2#油100 g/t，丁黄药120 g/t,KMnO4300 g/t。实验结果见表6。

表6 抑制剂用量实验结果Table 6 Results of inhibitor dosage tests

由表6 知，在组合抑制剂的用量为2000 g/t时，氧化铜铅混合精矿中铜、铅的回收率分别为25.42%，21.37%，而金、银的回收率也比其他用量下得到的高，因此，组合抑制剂用量确定为2000 g/t。

2.3 硫化铜铅混合精矿分离

硫化铜铅混合精矿分离时，选用了经一次粗选、三次精选、两次扫选的抑铅浮铜流程。在混合精矿浮选之前，添加了30 g 活性炭搅拌20 min进行了脱药。浮选时，采用Z-200 作为捕收剂，CMC、NaSO3与水玻璃按3:6:2 的比例混合后，作为抑制剂使用。以2#油为起泡剂，并根据经验，2#油的用量选用25 g/t。

2.3.1 Z-200 用量实验

在铜铅分离时，考虑到Z-200 对铜矿物具有良好的选择性[6-7]，且捕收能力较好，因此仍然以Z-200 做为铜矿物捕收剂，粗选时添加的抑制剂量为600 g/t，2#油为25 g/t。实验结果见表7。

表7 捕收剂用量实验结果Table 7 Results of collector dosage tests

由表7 可知，在捕收剂Z-200 的用量由10 g/t 增加到40 g/t 时，铜精矿品位及铅精矿品位都在增加，在药剂用量为30 g/t 时，铜精矿品位为23.78%,回收率61.85%，铅精矿的品位为39.75%，回收率44.22%，相比之下，40 g/t 时，铜精矿及铅精矿的品位及回收率增加的幅度不明显，因此，确定Z-200的用量为30 g/t。

2.3.2 抑制剂用量实验

表8 抑制剂用量实验结果Table 8 Results of inhibitor dosage tests

在铜铅分离中，仍然使用组合抑制剂，由表8 可知，在抑制剂用量为400 g/t时，铜精矿的品位为23.98%，铜精矿中铅品位为5.02%,铅精矿品位为41.86%，铅精矿中铜品位为11.16%，而当抑制剂的用量增加到800 g/t 时，铜精矿品位增加了0.31%，铜精矿中铅品位降低了0.46%，铜精矿品位虽然增加不多，但是铅精矿品位增加了9.25%,铅精矿中铜品位仅5.13%。而当抑制剂用量再增加时，精矿指标没有明显的提高，因此，抑制剂的用量确定为800 g/t。显然，Na2SO3+CMC+水玻璃的组合抑制性能比采用重铬酸钾法抑制铅的效果好，且对环境有利[8-9]。

2.3.3 闭路实验结果

对于硫化铜铅混合精矿的分离进行了条件实验后，进行了闭路实验，流程见图2，结果见表9。

图2 硫化铜铅混合精矿分离闭路实验结果Fig.2 Close-circuit test results of separation of sulphide copper and lead bulk concentrate

表9 硫化铜铅混合精矿分离闭路实验结果Table 9 Close-circuit test results of separation of the copperlead sulfide bulk concentrate

2.4 氧化铜铅分离

氨法浸出氧化铜具有工艺流程短、投资少，后续处理工艺简单、对含硅、氟、铁及碳酸盐等杂质的氧化铜矿浸出效果明显[10-11]，而本研究中的原矿中就含有大量的铁，因此选用氨法浸出氧化铜是合理的。选用的浸出剂为NH4-NH4CO4,因为，在该体系中，孔雀石及硅孔雀石可以很好的被溶解，并形成络合物Cu(NH3)4CO3,反应的过程如下[12]：

2.4.1 浸出剂浓度对浸出率的影响

考察不同浸出剂浓度对浸出率的影响。浸出条件：常温常压下，转速200 r/min，液固比2:1，浸出3 h。浸出剂浓度对浸出率的影响见图3。

图3 浸出剂浓度对浸出率的影响Fig.3 Effect of leaching agent concentrationon leaching rate

浸出剂浓度在2.5 mol/L 左右时，浸出率达52.3%，在2.5 mol/L 以后，随着浸出剂浓度的增加，浸出率虽然有略微的增加，但是变化缓慢，因此，浸出剂的浓度为2.5 mol/L 为宜。

2.4.2 液固比对浸出率的影响

考察不同液固比对浸出率的影响，实验条件：常温常压下，转速200 r/min，浸出剂浓度2.5 mol/L，浸出时间3 h。液固比对浸出率的影响见图4。

图4 液固比对铜浸出率的影响Fig.4 Effect of liquid-solid ratio on copper leaching rate

液固比在2:1 时，浸出率达52.5%，铜浸出率随着液固比的增加而略有增加。但液固比过大直接增加药剂耗量，同时会加重固液分离作业负担。综合考虑选定液固比为2:1。

2.4.3 浸出时间对浸出率的影响

考察不同浸出时间对浸出率的影响，浸出条件：转速200 r/min，液固比2:1，浸出剂浓度2.5 mol/L。浸出时间对浸出率的影响见图5。

图5 浸出时间对铜浸出率的影响Fig.5 Effect of leaching time on copper leaching rate

随着浸出时间的延长，浸出率不断增加，在浸出3 h 后，浸出率增加缓慢，且随着时间的延长，浸出率不再增加，因此，浸出时间确定为3 h。

3 结 论

（1）经工艺矿物学研究发现，该矿石为氧硫混合多金属矿，除铜、铅之外，原矿中伴生有一定的金、银，可以综合回收。

（2）该氧硫混合多金属矿选矿试验研究结果表明，将硫化铜铅和氧化铜铅分别进行处理的方案是可行的。对于硫化铜铅混合精矿，采用一次粗选三次精选两次扫选的流程进行铜铅分离，得到的铜精矿中铜品位24.61%，金品位6.29 g/t，银品位376.19 g/t，铜精矿含铅仅为4.60%，铜的回收率达69.65%。铅精矿中铅品位51.98%，金品位3.1 g/t，银品位106.89 g/t，铅精矿含铜仅为5.04%，铅的回收率达42.34%。对于硫化铜铅混合精矿的分离，指标理想，且对伴生的金、银进行了综合回收。

（3）硫化铜铅混合精矿的分离，采用了CMC、Na2SO3与水玻璃按3:6:2 的比例混合后，作为组合抑制剂使用，比起采用重铬酸钾法抑制铅，该组合抑制剂的效果较好且无污染。

（4）在氧化铜铅混合精矿的分离过程中，采用NH4-NH4CO4作为浸出剂来氧化铜，在较佳浸出条件下，铜的浸出率达到了53.5%。

（5）原矿中含有21.4%的硫，具有回收价值，后续研究可将选过的氧化铜铅混合精矿后的尾矿进行脱硫作业，此外，电解氨浸后的浸渣以回收铅。