内蒙古某低品位银多金属硫化矿选矿工艺试验研究

周兵仔，刘建远

（北京矿冶研究总院矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京102600）

经过多年持续大规模的开发，国内矿产资源中高品位易选矿石储量越来越少，低品位难选矿石的综合回收利用就日趋重要［1］。内蒙古是我国重要的矿产资源基地之一，随着地质勘探的不断深入，近年来发现了大量的有色金属矿产资源，由于技术和经济等原因，对其中的复杂多金属矿的综合回收利用不够［2］。本文涉及内蒙古某低品位银多金属硫化矿，该矿中有用矿物种类多、有价元素含量低而有害元素含量较高，一直未得到较好的开发利用。

通过试验研究，确定了适合处理该矿石的粗磨铜铅混选－粗精矿再磨中低碱精选－铜铅混合精矿脱水脱药预处理分离－混选尾矿选锌的浮选工艺流程，基本实现了对该矿石中铜铅锌银的全面回收。

1 矿石性质

1．1 矿石主要化学成分、物相分析

矿石的主要化学成分分析结果见表1，铜铅锌金属元素化学物相分析结果见表2。

可见，矿石中有价元素铜、铅、锌品位较低，但主要以硫化物形式存在，银品位较高，为86．59g／t；有害元素砷品位较高，为2．14%。

1．2 矿物组成

矿石中铜矿物主要为黄铜矿，另有微量的黝铜矿、硫锑铜银矿；铅矿物主要为方铅矿；锌矿物主要为闪锌矿；其他金属矿物为毒砂、黄铁矿、磁黄铁矿、钛铁矿、黑钨矿、菱铁矿、菱锰矿、辉钼矿等；脉石矿物有石英、云母、长石、辉石、绿泥石、磷灰石、白云石、方解石、榍石、独居石等。具体含量见表3。

1．3 主要矿物嵌布特征

矿石中有用矿物主要以硫化物形式存在，主要回收矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细，0．020mm以下粒级中黄铜矿、方铅矿和闪锌矿的分布率较高，都超过了12%，有用矿物间嵌布关系密切且普遍存在裂隙充填交代、互为包裹等现象。

表1 矿石主要化学成分分析／%

表2 矿石中铜铅锌化学物相分析结果／%

表3 矿石中的矿物组成／%

矿石中含有4．65%的有害杂质矿物毒砂，主要与方铅矿、闪锌矿及黄铁矿共生，极少与黄铜矿共生。与方铅矿、闪锌矿共生的毒砂，其粒度多分布在0．010～0．050mm之间，除了可见毒砂裂隙中充填有方铅矿和闪锌矿细脉外，最常见的是它们组成的交代关系，其次是包裹体结构，难以磨矿解离，不同磨矿细度条件下方铅矿、闪锌矿解离度测试及与毒砂连生体情况见图1。

图1 不同磨矿细度条件下方铅矿、闪锌矿单体解离度及与毒砂连生体情况测试结果

矿石中银主要在方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黝铜矿、黄铁矿等硫化矿颗粒中以包裹银形式存在，其次为辉银矿，可以预见银将随其载体矿物富集产出。

2 难点分析及技术方案选择

1）矿石中含铜0．15%、铅0．75%、锌1．54%、银86．59g／t，有价元素含量较低，而有害元素砷高达2．14%，为一低品位难选复杂银多金属硫化矿。

2）矿石中铜铅锌矿物嵌布粒度较细、共生关系密切，尤其与毒砂嵌布致密，将影响分离效果及最终精矿产品质量。

3）在闪锌矿、黄铁矿、毒砂等硫化物中包裹的银在目前的技术经济条件下将难以有效回收。

矿石中铜、铅品位低，锌品位较高，杂质矿物黄铁矿和毒砂含量较高，为了实现对铜铅锌的全面回收，在研究已有的铜铅锌多金属硫化矿的浮选工艺流程的基础上［3］，选定铜铅混选分离－再选锌的浮选工艺方案。为了考察该工艺方案对矿石适应性，开展了如图2所示的可选性试验，试验结果见表4。

表4试验结果表明，在磨矿细度75%－0．074mm的条件下，使用常规药剂基本可实现铜铅银与锌及脉石矿物的分选，但存在银损失率偏高、铜铅混合精矿和锌精矿品位低、精矿含砷高等问题。

3 实验室试验研究及结果

原矿中含铜只有0．15%，铜铅混选试验以铅为主，实验室重点开展以铅为主的铜铅混选、粗精矿再磨降杂、铜铅分离和选锌等试验。

图2 矿石可选性试验流程

表4 矿石可选性试验结果／%

图3 磨矿细度与铅、锌、砷浮选回收率的关系

3．1 磨矿细度的确定

磨矿细度试验流程为一次铜铅混合粗选和一次锌粗选。不同磨矿细度下的铅、锌、砷的回收率与磨矿细度的关系如图3所示。

可以看出，随着磨矿细度的增加，铅粗选回收率呈上升趋势并在75%－0．074mm的磨矿细度达到最高，而后逐渐下降，原因为单体解离的铅如再细磨会导致铅的损失，兼顾锌粗选回收率以及杂质砷的上浮情况，确定采用一段磨矿至75%－0．074mm的磨矿制度。

3．2 铜铅混选捕收剂选择

针对该矿石中银高铜铅较低的特点，为了达到银主要在铜铅精矿中富集的目的，开展了中低碱度条件下的以铅为主的铜铅混选捕收剂选择试验，试验考察了乙硫氮、乙黄药、BK902、丁铵黑药、25＃黑药等捕收剂，试验结果见图4。

图4 铜铅混选不同捕收剂试验结果

试验结果表明，五种捕收剂中除乙硫氮外，其他四种捕收剂都对矿石中的铜铅、银、铜有较强捕收能力，铅银铜在铜铅混合粗精矿的回收率较高，其中捕收剂BK902对锌和砷捕收力较弱，选择性最好，对获得低砷铜铅精矿更为有利，故选择BK902作为铜铅混选的捕收剂。

3．3 铜铅混合粗精矿再磨细度

有用矿物的充分解离是有效分选的必要条件［4］，为了达到铜铅混合精选过程降锌、降砷、降杂的目的，同时为后续铜铅分离创造条件，进行铜铅混合粗精矿再磨细度试验，为减少高碱对银回收率的影响，再磨后精选使用BK526代替石灰抑制黄铁矿和毒砂，试验流程和试验结果如图5、图6所示。

图5 铜铅混合粗精矿再磨细度试验流程

图6 再磨细度对铜铅粗精矿分选效果的影响

试验结果可以看出，随着再磨细度的增加，铜铅混合精矿中铅、铜、银品位逐渐提高，精选分选效果越好。同时显微镜观察发现，混合粗精矿磨矿过细会导致细粒级铅和铜损失进入中矿，综合考虑精矿品位及精选作业回收率，确定铜铅粗精矿再磨细度为86．1%－0．038mm。

铜铅混合粗精矿再磨后经四次精选可以得到含铅、锌、银、铜、砷品位分别为52．41%、2．82%、4256．1g／t、7．36%、2．20%的铜铅混合精矿。

3．4 铜铅分离

铜铅分离一直是多金属矿选矿的技术难点［5］，铜铅混选得到的铜铅混合精矿中铜铅品位之比接近1∶10，适合采用抑铅浮铜的分离方案，通过大量的铜铅分离探索试验，确定铜铅混合精矿经脱水脱药预处理后，使用抑制剂CA和亚硫酸钠组合在弱酸性条件下实现铜铅分离。铜铅分离粗选CA用量试验流程和试验结果如图7、图8所示。

图7 铜铅分离铅抑制剂CA用量试验流程图

可见，当CA用量从100g／t增加至200g／t，抑制剂CA和亚硫酸钠组合可以实现该铜铅混和精矿的有效分离，此时铜粗精矿中铜、铅作业回收率分别为85．38%和30．92%。随着抑制剂CA用量进一步增加，部分铜也被抑制而进入铅粗精矿，因此抑制剂CA用量不宜过多。

3．5 选锌作业试验

图8 分离铜粗精矿指标与抑制剂CA用量关系

铜铅混选尾矿选锌，选用捕收剂丁黄药，活化剂硫酸铜，在pH大于12的条件下，确定了一次粗选两次扫选，粗精矿再磨后经三次精选获得锌精矿的选锌工艺条件。

3．6 闭路试验

在条件试验的基础上，确定处理该矿石的浮选工艺流程为磨矿细度75%－0．074mm，铜铅混合浮选采用一粗、两扫、四精选流程，铜铅混合粗精矿再磨细度为86．10%－0．038mm；铜铅混合精矿分离采用预先脱水脱药，一粗、两扫、三精选流程；锌浮选采用一粗、两扫、三精选流程，锌粗精矿再磨细度为88．90%－0．038mm。全流程闭路试验结果见表5。

表5 全流程闭路试验结果／%

可见，在原矿品位较低的情况下，采用该工艺可得到可销售铜精矿、铅精矿和锌精矿三种产品，取得了铜回收率50．39%、铅回收率70．08%、锌回收率79．09%、银在铜铅精矿中总回收率65．47%的指标，达到了全面回收该矿石中有价金属元素的目的。

4 结 论

1）矿石中有价元素含量低，有害元素含量高，铜铅锌银有用矿物嵌布粒度较细且矿物间共生关系密切，为一低品位复杂难选银多金属硫化矿。

2）试验确定的“铜铅混选分离－再选锌”工艺，可得到可销售的铜铅锌三种精矿产品，达到了全面回收该矿石中铜铅锌银的目的，是适合该矿石性质的合理工艺流程。

3）试验中使用的铜铅捕收剂BK902、中低碱硫砷抑制剂BK526、铜铅分离药剂CA皆为可降解无毒药剂。

［1］ 朱维根．矿产资源开发与可持续发展［J］．中国矿业，2004，13（9）：44－46．

［2］ 郝俊峰，崔彬，郝笑琳．矿产资源整合规范化的意义－以内蒙古矿产资源整合为例［J］．资源与矿业，2012（2）88－92．

［3］ 胡为柏．浮选［M］．北京：冶金工业出版社，1981．

［4］ 许时．矿石可选性研究［M］．北京：冶金工业出版社，2008．

［5］ Fuerstenau D W．浮选理论和工艺的进展及前景［J］．国外金属矿选矿，1989（3）：1－13．