摘要：西藏某次生銅礦為銅鉛混合礦石，銅礦物主要以輝銅礦形式存在，鉛礦物以方鉛礦形式存在。通過探索試驗(yàn)可知，該礦石所得精礦中銅、鉛2種元素分離困難，故最終確定采用優(yōu)先選銅再選鉛的浮選流程，采用抑制劑YS02和YS04可實(shí)現(xiàn)對(duì)方鉛礦的有效抑制，高選擇性捕收劑BS09可獲得鉛品位合格的銅精礦。在磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，選銅作業(yè)流程為一次粗選三次掃選，選鉛作業(yè)流程為一次粗選三次掃選三次精選條件下獲得銅品位24.63 %、銅回收率81.05 %的銅精礦，鉛品位45.59 %、鉛回收率81.32 %的鉛精礦，試驗(yàn)指標(biāo)較為理想。

關(guān)鍵詞：輝銅礦；方鉛礦；優(yōu)先浮選；銅鉛分離；工業(yè)優(yōu)化試驗(yàn)

中圖分類號(hào)：TD952""""""""""文章編號(hào)：1001-1277（2024）08-0075-06

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：Adoi：10.11792/hj20240812

引"言

復(fù)雜多金屬硫化礦常含有銅、鉛、鋅等多種有價(jià)金屬，這些硫化礦一般嵌布粒度較細(xì)，且部分礦物可浮性相近，采用常規(guī)選礦方法難以獲得合格精礦［1］。雖然中國有色金屬礦產(chǎn)資源種類較為齊全，但大部分資源具有貧、細(xì)、雜的特點(diǎn)，綜合利用程度低［2］，而銅、鉛又是其中重要戰(zhàn)略性金屬元素。因此，實(shí)現(xiàn)銅鉛有效分離是大勢(shì)所趨。目前，銅鉛分離的傳統(tǒng)方法如氰化法和重鉻酸鹽法由于對(duì)環(huán)境污染較大而逐漸被淘汰［3-4］，且所得混合精礦富含大量藥劑，在銅鉛分離作業(yè)前需要進(jìn)行脫藥，否則浮選分離很難進(jìn)行［5］。試驗(yàn)樣品取自西藏某礦山，初期該礦山銅礦與鉛礦可以實(shí)現(xiàn)分別采礦、分別入選。但是，隨著礦脈厚度變薄，銅礦和鉛礦無法進(jìn)行分采，只能以銅鉛混合礦石形式采出，選礦廠按照原有選礦工藝處理該礦石，所得精礦銅鉛互含嚴(yán)重，不利于產(chǎn)品銷售，因此，對(duì)該銅鉛混合礦石進(jìn)行浮選試驗(yàn)研究。

1"礦石性質(zhì)

1.1"化學(xué)成分分析

銅鉛混合礦石化學(xué)成分分析結(jié)果見表1。

由表1可知：該礦石含銅0.52 %、含鉛1.18 %、含硫1.38 %、含銀28.68 g/t、含碳5.01 %，有價(jià)金屬元素為銅和鉛，其他元素不具備綜合回收價(jià)值。脈石礦物主要為石英。

1.2"物相分析

銅物相分析結(jié)果見表2，鉛物相分析結(jié)果見表3。

由表2、表3可知：該礦石中銅主要以次生硫化銅形式存在，占97.02 %，并且該次生硫化銅主要礦物為輝銅礦，其可浮性好，極易上??；鉛礦物主要以方鉛礦形式存在，占91.23 %。

2"條件試驗(yàn)

銅鉛混合礦石中所含礦物種類繁多，嵌布粒度較細(xì)，嵌布關(guān)系復(fù)雜，在浮選分離過程中互含嚴(yán)重，較難分離［6］。平時(shí)多采用浮選法進(jìn)行選別，如優(yōu)先浮選、混合浮選—銅鉛分離浮選。其中，優(yōu)先浮選又可以分為優(yōu)先選銅再選鉛和優(yōu)先選鉛再選銅2種；混合浮選—銅鉛分離浮選也可分為混合精礦抑鉛浮銅和混合精礦抑銅浮鉛2種。通過探索試驗(yàn)發(fā)現(xiàn)，對(duì)該礦石直接抑鉛浮銅，銅精礦中銅回收率較高且鉛品位較低，浮選分離效果較好，故后續(xù)試驗(yàn)對(duì)優(yōu)先選銅再選鉛工藝進(jìn)行詳細(xì)研究。

2024年第8期/第45卷""礦業(yè)工程礦業(yè)工程""黃"金

2.1"磨礦細(xì)度

為使礦石中礦物充分解離，并將礦石磨到適于浮選的粒度［7］，浮選作業(yè)前需要進(jìn)行磨礦作業(yè)［7-8］。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況，銅礦物和鉛礦物以銅鉛混合礦石形式采出，磨礦可實(shí)現(xiàn)有用礦物和脈石礦物單體解離。采用混合浮選流程進(jìn)行一次粗選試驗(yàn)，考察磨礦細(xì)度對(duì)銅鉛回收效果的影響，磨礦細(xì)度-0.074 mm占比分別為60 %、65 %、70 %，CaO用量600 g/t，捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥用量40 g/t+20 g/t，起泡劑2號(hào)油用量20 g/t。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見表4。

由表4可知：在磨礦細(xì)度-0.074 mm占比60 %～70 %，粗精礦中銅、鉛回收率均較高，說明磨礦細(xì)度對(duì)浮選指標(biāo)影響較小。結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)生產(chǎn)實(shí)踐，試驗(yàn)確定磨礦細(xì)度為-0.074 mm占比65 %。

2.2"捕收劑種類

由于硫化銅礦和方鉛礦表面性質(zhì)相近，使得二者可浮性相近，因此進(jìn)行銅鉛分離難度較大［9］。優(yōu)先選銅工藝中，選擇對(duì)銅選擇性好、對(duì)鉛選擇性差的捕收劑尤為重要，所以試驗(yàn)首先進(jìn)行優(yōu)先選銅捕收劑種類試驗(yàn)。粗選條件為：磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，抑制劑YS02+YS04+Na2S用量4 000 g/t+1 000 g/t+300 g/t，起泡劑2號(hào)油用量10 g/t，捕收劑用量10 g/t。采用一次粗選一次精選流程進(jìn)行捕收劑種類試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖2，試驗(yàn)結(jié)果見表5。

由表5可知：BS09作捕收劑，銅精礦中銅品位達(dá)到36.98 %、銅回收率65.84 %，鉛品位8.87 %、鉛回收率5.46 %，說明BS09對(duì)銅選擇性較好，對(duì)鉛選擇性較差，所以試驗(yàn)確定捕收劑為BS09。

2.3"抑制劑用量

2.3.1"Na2S用量

抑制劑的主要作用是營造有利于浮選藥劑作用的環(huán)境、改善礦物表面狀況和礦漿離子組成，通過調(diào)整pH使得目的礦物達(dá)到所需電位，實(shí)現(xiàn)離子的吸附，從而達(dá)到浮選分離的目的［10］。Na2S是銅鉛混合礦石分離浮選中常用的抑制劑。粗選條件為：磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，起泡劑2號(hào)油用量10 g/t，抑制劑YS02+YS04用量4 000 g/t+1 000 g/t，捕收劑BS09用量10 g/t。采用一次粗選一次掃選兩次精選流程進(jìn)行Na2S用量試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖3，試驗(yàn)結(jié)果見表6。

由表6可知：隨著Na2S用量的提高，中礦和尾礦總銅回收率逐漸增大，尾礦中鉛回收率逐漸降低。由此可見，加入Na2S不利于銅礦物的上浮，反而有利于鉛礦物的上浮。試驗(yàn)確定不再添加Na2S。

2.3.2"YS02+YS04用量

粗選條件為：磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，捕收劑BS09用量10 g/t，起泡劑2號(hào)油用量10 g/t。采用一次粗選一次掃選流程進(jìn)行YS02+YS04用量試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖4，試驗(yàn)結(jié)果見表7。

由表7可知：YS02+YS04用量由4 000 g/t+1 000 g/t提高至6 000 g/t+1 500 g/t，銅精礦銅回收率由57.92 %降至50.85 %。由此可見，YS02+YS04用量過大將對(duì)銅的上浮產(chǎn)生不利影響。試驗(yàn)確定YS02+YS04用量為4 000 g/t+1 000 g/t。

2.4"H2SO4用量

粗選條件為：磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，捕收劑BS09用量10 g/t，起泡劑2號(hào)油用量10 g/t，抑制劑YS02+YS04用量4 000 g/t+1 000 g/t。采用一次粗選一次掃選流程進(jìn)行H2SO4用量試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖4，試驗(yàn)結(jié)果見表8。

由表8可知：H2SO4用量由0增加至800 g/t，銅精礦中鉛品位分別為8.67 %、10.12 %、9.92 %，鉛回收率分別為10.00 %、11.00 %、13.16 %，銅精礦中鉛品位雖有變化，但變化幅度不大。試驗(yàn)確定不添加H2SO4。

2.5"捕收劑用量

粗選條件為：磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，起泡劑2號(hào)油用量30 g/t，抑制劑YS02+YS04用量4 000 g/t+1 000 g/t。采用一次粗選兩次掃選流程進(jìn)行捕收劑BS09用量試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖5，試驗(yàn)結(jié)果見表9。

由表9可知：隨著捕收劑BS09用量增加，銅精礦產(chǎn)率逐漸增加，銅精礦中鉛品位和鉛回收率均有明顯增加。由此可見，BS09用量增加有利于銅精礦中銅回收率的提高，但會(huì)導(dǎo)致較多鉛上浮。在BS09用量為10 g/t條件下，銅精礦銅品位26.43 %、鉛品位4.69 %、銅回收率67.53 %，粗選未上浮的銅可在掃選作業(yè)采用少量多次添加捕收劑的方式進(jìn)一步回收，故試驗(yàn)確定BS09用量為10 g/t。

3"綜合條件試驗(yàn)

3.1"開路試驗(yàn)

根據(jù)條件試驗(yàn)結(jié)果，采用磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %進(jìn)行開路試驗(yàn)，優(yōu)先選銅作業(yè)采用一次粗選三次掃選流程，浮銅尾礦選鉛作業(yè)采用一次粗選三次掃選三次精選流程。試驗(yàn)流程見圖6，試驗(yàn)結(jié)果見表10。

由表10可知：磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %條件下，一次銅粗選即可獲得銅品位26.92 %、鉛

品位1.74 %銅、回收率75.14 %的銅精礦；選鉛作業(yè)經(jīng)過一次粗選三次掃選三次精選作業(yè)，最終獲得鉛品位56.10 %、銅品位0.65 %、鉛回收率47.65 %的鉛精礦；尾礦銅品位0.06 %、鉛品位0.10 %，銅、鉛流失率分別為10.10 %、7.92 %。鉛精礦中鉛回收率較低，主要是銅掃選作業(yè)部分鉛流失于中礦中，在閉路試驗(yàn)中需在銅掃選作業(yè)中減少捕收劑用量或加強(qiáng)對(duì)鉛礦物的抑制。

3.2"閉路試驗(yàn)

采用磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %進(jìn)行閉路試驗(yàn)，優(yōu)先選銅作業(yè)采用一次粗選三次掃選流程，浮銅尾礦選鉛作業(yè)采用一次粗選三次掃選三次精選流程。試驗(yàn)流程見圖7，試驗(yàn)結(jié)果見表11。

由表11可知：閉路試驗(yàn)最終可獲得銅品位24.63 %、銅回收率81.05 %的銅精礦，鉛品位45.59 %、鉛回收率81.32 %的鉛精礦。

4"結(jié)"論

1）該銅鉛混合礦石含銅0.52 %、含鉛1.18 %、含硫1.38 %、含銀28.68 g/t、含碳5.01 %，有價(jià)金屬元素為銅和鉛，其他元素不具備綜合回收價(jià)值。

2）在磨礦細(xì)度-0.074 mm占比65 %，優(yōu)先選銅作業(yè)流程為一次粗選三次掃選，浮銅尾礦選鉛作業(yè)流程為一次粗選三次掃選三次精選條件下獲得銅品位24.63 %、銅回收率81.05 %的銅精礦，鉛品位45.59 %、鉛回收率81.32 %的鉛精礦，試驗(yàn)指標(biāo)較為理想。

［參 考 文 獻(xiàn)］

［1］"陳寧，王懷宇，程永高.銅鉛鋅多金屬硫化礦分離試驗(yàn)研究［J］.濕法冶金，2011，30（2）：134-136.

［2］"毛益林，陳曉青，楊進(jìn)忠，等.云南某銅鉛鋅多金屬礦石選礦試驗(yàn)研究［J］.金屬礦山，2016（2）：82-86.

［3］"米麗平，孫春寶，李青，等.用組合抑制劑實(shí)現(xiàn)銅鉛高效分離的試驗(yàn)研究［J］.金屬礦山，2009（8）：53-56.

［4］"劉利軍，衛(wèi)亞儒，謝建宏.某銅鉛多金屬礦浮-重聯(lián)合選礦工藝［J］.有色金屬，2006（4）：61-62，69.

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［6］"葉岳華，王立剛，李成必.某復(fù)雜銅鉛鋅多金屬礦浮選分離技術(shù)研究［J］.有色金屬（選礦部分），2017（2）：9-14.

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［9］"王丞，嚴(yán)川明，羅文成，等.青海某銅鉛混合精礦銅鉛分離選礦試驗(yàn)研究［J］.云南冶金，2022，51（3）：68-72.

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Study on industrial optimization of copper-lead

separation of secondary copper ores in Xizang

Sun Wenxiang

（China Nonferrous Metals Int'l Mining Pakrut LLC.）

Abstract：A secondary copper ore in Xizang is mixed copper-lead ore，with copper primarily in the form of chalcocite and lead in the form of galena.Experimental exploration revealed that separating copper and lead in the result-ing concentrate from this ore is challenging.Therefore，a flotation process prioritizing copper separation followed by lead separation was determined to be optimal.In the experimental process，inhibitors YS02 and YS04 effectively suppressed galena，while the highly selective collector BS09 yielded copper concentrates with qualified lead grades.Ultimately，under the conditions of a grinding fineness of -0.074 mm accounting for 65 %，a copper separation process of once roughing and three times scavenging，and a lead separation process of once roughing，three times scavenging，and three times cleaning，the experiment achieved a copper grade of 24.63 % and a copper recovery rate of 81.05 % for copper concentrates，as well as a lead grade of 45.59 % and a lead recovery rate of 81.32 % for lead concentrates.The experimental indicators are considered ideal.

Keywords：chalcocite;galena;preferential flotation;copper-lead separation;industrial optimization experiment