內蒙古某高硫高砷難處理銅鉛鋅礦石選礦工藝試驗研究

蘇建芳 肖巧斌 王中明 譚 欣 劉 方劉書杰 凌石生 路東明

（1.北京礦冶科技集團有限公司，北京102628；2.礦物加工科學與技術國家重點實驗室，北京102628；3.內蒙古玉龍礦業股份有限公司，內蒙古赤峰026299）

銅、鉛、鋅是人類歷史上使用較早、用途十分廣泛的重要金屬。隨著易采、易選礦石的大量開發利用，銅鉛鋅礦石資源性質越來越復雜，各礦物之間致密共生，嵌布關系復雜，其綜合回收利用技術也越來越受到重視［1-4］。

目前，銅鉛鋅硫化礦石的選礦回收方法主要有：銅鉛鋅硫依次優先浮選法、銅鉛依次優先浮選—鋅硫混浮—鋅硫分離法、銅鉛混浮—銅鉛分離—鋅硫混浮—鋅硫分離法、銅鉛混浮—銅鉛分離—鋅硫依次優先浮選法等［5-11］。

對于磁黃鐵礦、毒砂等礦物含量較高的銅鉛鋅多金屬硫化礦石，一般采用添加大量石灰強化抑制磁黃鐵礦和毒砂的方法（即高堿法），實現銅鉛鋅礦物和含硫、砷礦物的分離。傳統的高堿法抑硫、砷工藝，容易造成伴生金銀回收率低、浮選泡沫發黏、精礦品位低、礦漿輸送管道與過濾機結鈣堵塞等問題，同時還容易出現鉛鋅精礦中硫、砷超標的問題［12-16］。因此，針對富含磁黃鐵礦與毒砂的銅鉛鋅多金屬硫化礦石，急需開發一種高效、綠色、適用性廣的選礦方法，以實現銅鉛鋅礦物與磁黃鐵礦和毒砂的有效分離，提高資源綜合利用水平，增加企業效益，保護生態環境［17-20］。

內蒙古某銅鉛鋅多金屬礦石中硫、砷含量分別為13.14%、2.49%，屬高硫高砷礦石。由于礦石中銅、鉛、鋅、硫礦物嵌布粒度極細，且彼此共生關系緊密，影響精礦品位的提高，對銅鉛混合粗精礦進行再磨再選，可實現銅鉛礦物與鋅硫礦物的有效分離，從而獲得較高品質的銅鉛混合精礦。另外，由于礦石中的硫主要以磁黃鐵礦的形式存在，易浮難抑，如果采用浮選進行鋅硫分離則磁黃鐵礦容易上浮混入鋅精礦中，使得鋅精礦品質變差，因此在鋅硫分離作業中采用先磁選脫除磁黃鐵礦后浮選回收鋅的工藝。綜上，本研究采用“銅鉛混合（粗精礦再磨精選）—銅鉛混合尾礦磁選脫硫—鋅浮選”工藝流程處理該礦石，以期實現礦石中銅、鉛、鋅、硫的有效回收，避免了傳統高堿法帶來的一系列問題，有利于提高資源綜合利用水平。

1 礦石性質

礦石主要化學成分見表1，礦石銅物相、鉛物相、鋅物相分析結果分別見表2～表4。

由表1～表4可看出，礦石中的主要有價元素銅、鉛、鋅含量分別為0.26%、0.72%、4.60%，有害雜質砷含量為2.49%；鉛主要以硫化鉛的形式存在，鋅主要以硫化鋅的形式存在，銅主要以硫化銅的形式存在。

2 試驗結果與討論

本研究采用“銅鉛混合（粗精礦再磨精選）—銅鉛混合尾礦磁選脫硫—鋅浮選”工藝流程回收礦石中的銅、鉛、鋅、硫礦物。

2.1 銅鉛混浮條件試驗

銅鉛混浮條件試驗流程如圖1所示。

2.1.1 磨礦細度試驗

固定石灰用量1 000 g/t、硫酸鋅用量1 000 g/t、亞硫酸鈉用量500 g/t、BK906用量80 g/t、松醇油用量30 g/t，考察銅鉛混合粗選中磨礦細度對銅鉛粗精礦指標的影響，結果如圖2所示。

由圖2可知，隨著磨礦細度的增加，銅鉛粗精礦中銅、鉛的回收率呈升高趨勢。當磨礦細度為-0.074 mm占75%時，銅鉛粗精礦中銅的品位和回收率分別為3.01%和61.93%，鉛的品位和回收率分別為11.36%和85.15%，此時選別指標較好。因此，確定銅鉛混合粗選最佳磨礦細度為-0.074 mm占75%。

2.1.2 石灰用量試驗

固定磨礦細度為-0.074 mm占75%、硫酸鋅用量1 000 g/t、亞硫酸鈉用量500 g/t、BK906用量80 g/t、松醇油用量30 g/t，考察銅鉛混合粗選中石灰用量對銅鉛粗精礦指標的影響，結果如圖3所示。

由圖3可知，添加一定量的石灰有利于提高銅、鉛的回收率，但石灰用量過大，對銅鉛混合精礦品質有影響。當石灰用量為500 g/t時，銅鉛粗精礦中銅的品位和回收率分別為3.22%和58.72%，鉛的品位和回收率分別為12.72%和84.89%。經試驗測得鋅品位和回收率分別為4.83%和4.98%，此時選別指標較好。綜合考慮銅鉛粗精礦中銅鉛的品位和回收率，以及鋅在銅鉛粗精礦中的損失，確定銅鉛混合粗選最佳石灰用量為500 g/t。

2.1.3 硫酸鋅+亞硫酸鈉用量試驗

固定磨礦細度為-0.074 mm占75%、石灰500 g/t、BK906用量80 g/t、松醇油用量30 g/t，考察銅鉛混合粗選中硫酸鋅+亞硫酸鈉用量對銅鉛粗精礦指標的影響，結果如表5所示。

由表5可知，隨著硫酸鋅+亞硫酸鈉用量的增加，銅鉛粗精礦中銅、鉛品位逐漸升高，回收率逐漸降低。當硫酸鋅+亞硫酸鈉用量為1 000+500 g/t時，銅鉛粗精礦中銅的品位和回收率分別為3.22%和58.72%，鉛的品位和回收率分別為12.72%和84.89%，此時選別指標較好。綜合考慮銅鉛粗精礦中銅鉛的品位和回收率，以及鋅在銅鉛粗精礦中的損失，確定銅鉛混合粗選硫酸鋅+亞硫酸鈉最佳用量為（1 000+500）g/t。

2.1.4 BK906用量試驗

固定磨礦細度為-0.074 mm占75%、石灰500 g/t、硫酸鋅1 000 g/t、亞硫酸鈉500 g/t、松醇油用量30 g/t，考察銅鉛混合粗選中BK906用量對銅鉛粗精礦指標的影響，結果如圖4所示。

由圖4可知，隨著BK906用量的增加，銅鉛粗精礦中銅、鉛品位逐漸降低，回收率逐漸增加。當BK906用量為70 g/t時，銅鉛粗精礦中銅的品位和回收率分別為3.23%和58.65%，鉛的品位和回收率分別為12.76%和84.86%，鋅品位和回收率分別為4.86%和4.97%，此時選別指標較好。綜合考慮銅鉛粗精礦中銅、鉛的品位和回收率，確定銅鉛混合粗選BK906最佳用量為70 g/t。

2.2 銅鉛混合尾礦磁選試驗

將原礦磨至-0.074 mm占75%，經過銅鉛混合1次粗選、3次掃選后得到銅鉛混合尾礦，該尾礦作為磁選條件試驗的給礦。銅鉛混合尾礦中銅、鉛、鋅的品位分別約為0.10%、0.08%和4.60%。銅鉛混合尾礦磁選條件試驗流程如圖5所示，試驗結果見圖6。

由圖6可知，隨著磁場強度的增加，磁性產品中鋅品位和作業回收率均逐漸升高，硫品位逐漸降低，硫作業回收率逐漸升高。當磁場強度為2 500 Oe時，磁性產品中鋅品位和作業回收率分別為0.89%和2.99%，硫品位和作業回收率分別為37.57%和50.75%。綜合考慮磁性產品中硫的作業回收和鋅的損失，確定銅鉛混浮尾礦磁選磁場強度為2 500 Oe。

2.3 鋅浮選條件試驗

將原礦磨至-0.074 mm占75%，經過銅鉛混合1次粗選、3次掃選、銅鉛混合尾礦磁選后得到磁選尾礦，濃縮脫水后作為鋅浮選條件試驗的給礦。鋅浮選條件試驗流程如圖7所示。

2.3.1 石灰用量試驗

固定硫酸銅150 g/t、丁基黃藥70 g/t、松醇油30 g/t，考察鋅粗選石灰用量對鋅粗精礦指標的影響，結果如圖8所示。

由圖8可知，隨著石灰用量的增加，鋅粗精礦中鋅品位逐漸升高，鋅作業回收率逐漸降低，砷品位及砷作業回收率均有明顯下降。當石灰用量為3 000 g/t時，鋅粗精礦中鋅品位和作業回收率分別為34.08%和96.15%，砷品位和作業回收率分別為3.47%和17.75%，此時選別指標較好。綜合考慮鋅粗精礦中鋅品位和作業回收率以及有害元素砷的含量，確定鋅粗選石灰用量為3 000 g/t。

2.3.2 硫酸銅用量試驗

固定石灰3 000 g/t、丁基黃藥 70 g/t、松醇油30 g/t，考察鋅粗選硫酸銅用量對鋅粗精礦指標的影響，結果如圖9所示。

由圖9可知，隨著硫酸銅用量的增加，鋅粗精礦中鋅品位略有降低，鋅作業回收率升高明顯，砷品位及砷作業回收率均逐漸升高。綜合考慮鋅粗精礦中鋅品位和作業回收率以及有害元素砷的含量，確定鋅粗選硫酸銅用量為150 g/t。

2.3.3 丁基黃藥用量試驗

固定石灰3 000 g/t、硫酸銅 150 g/t、松醇油30 g/t，考察鋅粗選丁基黃藥用量對鋅粗精礦指標的影響，結果如圖10所示。

由圖10可知，隨著丁基黃藥用量的增加，鋅粗精礦中鋅品位略有降低，鋅作業回收率逐漸升高，砷品位及砷作業回收率均變化不大。綜合考慮鋅粗精礦

中鋅品位和作業回收率以及有害元素砷的含量，確定鋅粗選丁基黃藥用量為60 g/t。

2.4 閉路試驗

在上述條件試驗的基礎上進行了全流程閉路試驗，具體流程及條件見圖11，試驗結果見表6。

由表6可知，采用“銅鉛混合（粗精礦再磨精選）—銅鉛混合尾礦磁選脫硫—鋅浮選”工藝流程處理內蒙古某高硫高砷銅鉛鋅多金屬礦石，選別指標良好，可獲得銅、鉛、銀品位分別為9.27%、40.53%、4 397.76 g/t，銅、鉛、銀回收率分別為59.22%、88.93%、74.05%的銅鉛混合精礦，及鋅品位45.94%、鋅回收率93.10%的鋅精礦。

注：表中帶“*”的單位為g/t。

3 結 論

（1）內蒙古某銅鉛鋅硫化礦石含銅0.26%、鉛0.72%、鋅4.60%、硫13.14%、砷2.49%。礦石中的銅礦物主要為黃銅礦，鉛礦物為方鉛礦，鋅礦物為閃鋅礦。其它金屬硫化物主要為磁黃鐵礦，其次為毒砂和黃鐵礦。

（2）在條件試驗的基礎上進行了全流程試驗，采用“銅鉛混合（粗精礦再磨精選）—銅鉛混合尾礦磁選脫硫—鋅浮選”工藝流程方案，經實驗室閉路試驗可獲得銅、鉛、銀品位分別為9.27%、40.53%、4 397.76 g/t，銅、鉛、銀回收率分別為59.22%、88.93%、74.05%的銅鉛混合精礦，及鋅品位45.94%、鋅回收率93.10%的鋅精礦。