第２８卷　第６期　２０１０年１２月　青海大学学报（自然科学版）　Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｑｉｎｇｈａｉ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ（Ｎａｔｕｒｅ　Ｓｃｉｅｎｃｅ）　ＶｏＬ　２８　Ｎｏ．６　Ｄｅｃ．２０１０　

青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究　

赵玉卿，孙晓华，周　蔚，张殷云　

（青海省地质矿产测试应崩中心，青海西宁８１０００８）　

摘要：为了解决青海某铜铅锌多金属硫化矿在选矿过程中铜铅锌难分离的问题，试验采用优先　浮选流程以及再磨工艺，使用无毒抑制剂使铜与铅锌得到有效分离，获得合格铜精矿。闭路试　

验获得铜精矿铜品位为２０．１２％、回收率为８７．３７％，铅锌混合精矿铅＋锌品位为４８．４９％，铅　

回收率为７６．９０％，锌回收率为８２．７６％的较好指标。　、　

关键词：铜铅锌矿；优先浮选；矿石嵌布粒度　中图分类号：ＴＤ９５　文献标志码：Ａ　文章编号：１００６—８９９６（２０１０）０６—００５３—０５　

Ｒｅｓｅａｒｃｈ　ｏｎ　ｔｈｅ　ｏｒｅ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　ｉｎ　ａ　ｃｏｐｐｅｒ－－ｌｅａｄ－－ｚｉｎｃ　

ｍｕｌｔｉｍｅｔａｌｓ　ｖｕｌｃａｎｉｚａｔｉｏｎ　ｏｒｅ　ｉｎ　Ｑｉｎｇｈａｉ　

ＺＨＡＯ　Ｙｕｑｉｎｇ，ＳＵＮ　Ｘｉａｏｈｕａ，ＺＨＯＵ　Ｗｅｉ，ＺＨＡＮＧ　Ｑｉｙｕｎ　

（Ｑｉｎｇｈａｉ　Ｐｒｏｖｉｎｃｅ　Ｇｅｏｌｏｇｙ　Ｏｒｅ　Ｔｅｓｔｉｎｇ　ａｎｄ　Ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ　Ｃｅｎｔｅｒ，Ｘｉｎｉｎｇ　８　１　０００８，Ｃｈｉｎａ）　Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎ　ｏｒｄｅｒ　ｔｏ　ｓｏｌｖｅ　ｔｈｅ　ｐｒｏｂｌｅｍｓ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ，ｌｅａｄ　ａｎｄ　ｚｉｎｃ　ｄｉｆｆｉｃｕｌｔ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｄｕｒｉｎｇ　ａｎ　ｏｒｅ　

ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　ｐｒｏｃｅｓｓ　ｆｒｏｍ　ａ　ｃｏｐｐｅｒ—ｌｅａｄ—ｚｉｎｃ　ｍｕｈｉｍｅｔａｌｓ　ｖｕｌｃａｎｉｚａｔｉｏｎ　ｏｒｅ　ｉｎ　Ｑｉｎｇｈａｉ，ｔｈｅ　ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ　

ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　ａｎｄ　ａ　ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｐｒｏｃｅｓｓ　ａｒｅ　ｕｓｅｄ　ｉｎ　ａｎ　ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ　ａｎｄ　ｔｈｉｓ　ｃａｎ　ｍａｋｅ　ｔｈｅ　ｃｏｐｐｅｒ　ｔｏ　ｂｅ　ｓｅｐａｒａｔｅｄ　ｗｉｔｈ　ｌｅａｄ　ａｎｄ　ｚｉｎｃ　ｂｙ　ｕｓｉｎｇ　ａｎ　ｉｎｎｏｃｕｏｕｓ　ｄｅｐｒｅｓｓｏｒ　ｔｏ　ｏｂｔａｉｎ　ａ　ｆｉｎｅ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ．Ｓｏｍｅ　ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｆｏｒ　ｔｈｅ　ｃｏｐｐｅｒ　ｆｉｎｅ　ｏｒｅ　ｏｂｔａｉｎｅｄ　ｉｎ　ａ　ｃｌｏｓｅｄ　ｃｉｒｃｕｉｔ　ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ　ａｒｅ　ａｓ　ｆｏｌｌｏｗｓ：ｔｈｅ　

ｃｏｐｐｅｒ　ｑｕａｌｉｔｙ　ｆａｃｆｏｒｓ　２０．１２％，ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｒａｔｅ　８７．３７％，ｆｏｒ　ｌｅａｄ　ａｎｄ　ｚｉｎｃ　ｍｉｘ　ｆｉｎｅ　ｏｒｅ，ｌｅａｄ　ａｎｄ　ｚｉｎｃ　

ｑｕａｌｉｔｙ　ｆａｃｔｏｒｓ　４８．４９％，ｌｅａｄ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｒａｆｅ　７６．９０％ａｎｄ　ｚｉｎｃ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｒａｒｅ　８２．７６％．　Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ｃｏｐｐｅｒ—ｌｅａｄ・ｚｉｎｃ　ｏｒｅ；ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ；ｏｒｅ—ｅｍｂｅｄ　ｇｒａｉｎ　ｓｉｚｅ　

青海某铜铅锌多金属矿地处三江源自然保护区边缘，为铜铅锌多金属硫化矿。该矿中矿物种类较　

多，有用矿物共生关系密切，矿石矿物嵌布粒度不均匀，以微细粒为主，使得铜铅锌的分选分离较为困　难，且矿区处在环境敏感区，因此在选矿方法上选择优先浮选法，采用无毒抑制剂分离铜铅锌，获得合格　

精矿。　

１　材料与方法　

１．１　试验原料与仪器试验矿石取自青海某矿山，矿石中主要矿石矿物为黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿、方　

铅矿、黝铜矿以及微量的斑铜矿、磁黄铁矿等。脉石矿物主要有重晶石、石英、碳酸盐、玉髓以及少量的　绢云母、帘石类等。主要矿物黄铜矿、闪锌矿、方铅矿均以微细粒集合体形式产出，矿物问相互交代作用　

强烈，可解离性较差。原矿多元素分析结果见表１，原矿铜、铅、锌物相分析结果分别见表２、表３和表４。　

表１　原矿多元素化学分析　Ｔａｂ．１　Ｔｈｅ　ｃｈｅｍｉｃａｌ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｏｎ　ｏｒｉｇｉｎａｌ　ｏｒｅ　ｅｌｅｍｅｎｔｓ　

堕坌　竺　竺　：　：‘　ｇ‘！：。　！　：！　竺　丝　！　竺　竺　竺　含量　３．８４　７．２６　６．６６　１．２　ｌ２１　ｌ３　５７　ｌ５．２５　２．５　ｌ　０４　２．５６　０．０７２　１９　

收稿日期：２０１０—０７—１４　

作者简介：赵玉卿（１９８７一），女，青海西宁人，助理工程师。　５４　青海大学学报　第２８卷　

表２铜的物相分析　

物相结果显示，铜、铅主要以硫化物形式存在，锌矿物成分复杂，以硫化物形式存在的占５６．７４％，　

其他形态锌矿物存在的占３７．２３％。　所采用的主要试验设备以及分析仪器有：ｑ￣２００×２４０　ｍｍ球磨机；ＸＦＤ６３型单槽浮选机；电感耦合　

等离子体发射光谱仪（美同热电）。　１．２试验方法试验采用优先浮选法回收矿石中的铜、铅、锌。　

２结果与讨论　

２．１铜浮选药剂条件　２．１．１　铜粗选抑制剂种类及用量　由于采用铜优先浮选流程，铜粗选作业中对铅锌的抑制尤为重要，　该矿地处三江源边缘区，考虑到对环境的保护，对锌的抑制宜采用无毒的亚硫酸钠与硫酸锌组合¨　，铅　

抑制剂宜选择抑铅剂　，以此进行铜粗选凋整剂种类用量试验，试验中捕收剂丁胺黑药用量２７　ｔ，起　

泡剂松醇油用量２１　ｇ／ｔ。试验结果见表５。　

表５

铜粗选抑制剂种类及用量　第６期　赵玉卿等：青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究　５５　

由试验结果可知，铜粗选段最佳调整剂组合及用量为：Ｎａ：ｓ０，（１　２００　ｇ／ｔ）＋ＺｎＳＯ　（１　２００　ｇ／ｔ），抑　

铅剂６００　ｇ／ｔ。　

２．１．２铜浮选捕收剂种类及用量铜捕收剂选择丁胺黑药和选铜１　药进行试验，调整剂为Ｎａ　ＳＯ，（１　

２００　ｇ／ｔ）＋ＺｎＳＯ４（１　２００　ｇ／ｔ），抑铅剂６００　ｇ／ｔ，试验结果见表６。　

表６铜浮选捕收剂种类及用量　

Ｔａｂ．６　Ｔｈｅ　ｔｙｐｅ　ａｎｄ　ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ｔｈｅ　ｃｏｌｉｅｃｔｅｒ　ｆｏｒ　ｃｏｐｐｅｒ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　

从试验结果可以看出，选铜１　药较丁胺黑药对该矿中的铜有明显的捕收作用，铜的回收率最高达　

９５％，综合考虑铜粗精矿中铅锌的含量，铜捕收剂选用选铜１　药，用量为２７　ｔ较为适宜。　２．２铜粗选磨矿细度磨矿细度是浮选一个重要工艺条件，合理的磨矿细度既要保证各目的矿物的充　

分单体解离，又要避免过粉碎的发生　。根据原矿性质，结合矿石嵌布粒度，进行了铜粗选磨矿细度一　

７４１．ｚｍ分别占８０％、８５％、９０％的试验。试验结果见表７。　

表７铜粗选磨矿细度　

Ｔａｂ．７　Ｔｈｅ　ｏｒｅ　ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｆｉｎｅｎｅｓｓ　ｆｏｒ　ｃｏｐｐｅｒ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　ｒｏｕｇｈｌｙ　

试验结果表明，随着磨矿细度的增加，铜粗精矿品位变化不大，而回收率呈上升趋势，当磨矿细度　

一７４　Ｉｘｍ占８５％时，回收率趋于平稳。铜粗精矿中铅、锌分布变化不明显。综合考虑，选择磨矿细度　

一７４　ｔｘｍ占８５％为铜粗选的磨矿细度。　

２．３铜二段精选磨矿细度从表６试验结果可以看出铜粗精矿中Ｐｈ、ｚｎ含量仍较高，经显微镜下观察　

发现铜铅锌大部分以连生体形式存在，为了得到合格的铜精矿，使Ｃｕ、Ｐｈ、ｚｎ能够单体解离，需进行铜　粗精矿的再磨，选择二段磨矿细度一３８　Ｉｘｍ分别占８５．２％，８７．０％，９３．４％进行试验，试验结果见表８。

　５６　青海大学学报　第２８卷　

试验结果显示，随着磨矿细度的增加，铜精矿品位逐渐上升而铅锌品位逐渐下降。经过对比，选择　二段磨矿细度一３８　ｍ占８７．０％为最佳磨矿细度较为适宜。　

２．４铅粗选试验原矿经过一粗一扫铜优先浮选后的选铜尾矿进行铅的优先浮选。选择选铅１＃、石　

灰及丁基胺黑药作为铅选别的药剂组合分别进行条件试验。试验结果见表９。　

表９铅粗选试验结果　

Ｔａｂ．９　Ｔｈｅ　ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｆｏｒ　ｌｅａｄ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　ｒｏｕｇｈｌｙ　

试验结果显示，随着石灰用量的增加，铅的回收率及品位呈波形变化，考虑到粗选阶段以回收率为　

主，选择石灰用量为５００　ｇ／ｔ。对选铅１　来说，随其用量的增加，铅回收率及品位呈上升趋势，ｒ大ｉ此选择　

选铅ｌ　用量６０　ｇ／ｔ为宜。对丁基胺黑药来说，随着用量的增加，铅品位呈下降趋势，【亘ｆ收率以５　ｇ／ｔ为　

宜。　２．５锌粗选试验以选铅尾矿进行锌粗选条件试验，选择ＣｕＳＯ　作为活化剂，丁胺黑药作为捕收剂。　

试验结果见表ｌ０。　

表ｌ０锌粗选试验结果　

Ｔａｂ．１０　Ｔｈｅ　ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｆｏｒ　ｚｉｎｃ　ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ　ｒｏｕｇｈｌｙ　

试验结果显示，随着ＣｕＳＯ　用量的增加，锌品位及回收率逐渐升高，因此选择ＣｕＳＯ　刚量２００　ｇ／ｔ　为宜。对丁胺黑药来说，随着用量的增加，选锌指标变化趋于平缓，综合考虑选择丁胺黑药朋量３０　ｇ／ｔ。　

３　浮选闭路流程　

在上述条件试验的基础上，选择每段浮选过程中的药剂制度进行优先浮选闭路流程试验。闭路实　

验的目的就是考察中矿返回的路径以及药剂对整个浮选的影响使其达到最佳的选别技术指标。闭路试　

验工艺流程如图ｌ所示，闭路试验结果见表１１。

　第６期　赵玉卿等：青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究　５７　

原矿（－１一）　●＿＿＿＿－●＿Ｉ　－７４ｐ，ｍ￣８５％　丫Ｎａ２ｓｏ　Ｉｌｓ０ｌ４＋铅抑制剂　１２００＋１２００＋６００　Ｉ选铜１・２７　ｌ　２　油　２１　Ｆ！＝！　！　ＮａｌＳＯ３－Ｉ－ＺｎＳＯ４　５ＯＯ＋５０Ｏ　Ｉ　’　ｌ选铜ｌ　２２．５　Ｉ　１　油　９　Ｌ、１

～Ｆ　选铜ｌ　９　ｌ　

—　Ｆ　ｆ　Ｉ　Ｉ　

Ｌ——————厂１、Ｌ＿Ｊ　ｌＣａＯ　５００　Ｉ撬船１　ｍ　Ｉ　—　ｌｍ￣／８７％＋　ｌ丁胺黑药９

．２　

Ａ－，　广————］ｃｕｓ０．　２００　Ｉ　１丁胺黑药１３．８　

。　，，　，　品位　回收率　早　Ｃｕ／％Ｐｂ／％Ｚｎ／％Ａｕ／（ｇ．ｔ一　）Ａｒｃ＇（ｇ．ｔ一　）　Ｃｕ／％Ｐｂ／％Ｚｎ／％ＡＪ（ｇ．ｔ一　）Ａｇ／（ｇ．ｃ一’）　铜精矿　ｌ７．６０　２Ｏ．１２　７．６１　４．９５　５．１７　３０７　８７．３７　ｌ８．８８　１３．１７　６０．９１　４４．３０　铅锌精矿　２２．５４　１．７４　２４．２Ｏ　２４．２９　１．１３　２６１　９．６８　７６．９０　８２．７６　】７．０５　４８．２４　尾矿　５９．８６　０．２０　０．５０　０．４５　０．５５　ｌ５．２　２．９５　４．２２　４．０７　２２　０４　７．４６　原矿ｌＯ０．Ｏ０　３．９３　７．Ｏ０　６．５３　１．４９　１２１　１００．００　１００．００　１００．００　１００．００　１００．００　

４　结语　

（１）试验所用矿石为含金银多金属硫化矿，矿石中矿物种类较多，矿物组合复杂。主要矿物嵌布粒　度微细，并且粒度变化较大，矿物间相互交代作用强烈，不利于解理和分选，属难选矿石类型。　

（２）经过多条件多因素试验，最终推荐采用两段磨矿，铜两次粗选，一次扫选，四次精选的铜选别流　程，铅一次粗选、一次精选，锌一次粗选，一次扫选，一次精选的铅锌选别流程。　

（３）经过产品考察可知，铜精矿以及铅锌精矿中的铅的粒度非常细小，大部分均小于２０　ｍ，这部　分铅以方铅矿一黄铜矿连生体的形式以及铅锌连生体的形式被富集到铜精矿、铅锌精矿中，用物理选矿　

方法无法进行分离回收。　（４）取得的最终闭路试验指标为：铜精矿品位为２０．１２％、回收率为８７．３７％，铅锌混合精矿铅＋锌　

品位为４８．４９％，铅回收率为７６．９０％，锌回收率为８２．７６％，伴生金总回收率为７７．９６％，伴生银总回收　

率为９２．５４％。　

参考文献：　［１］魏明安，孙传尧．硫化铜、铅矿物浮选分离研究现状及发展趋势［Ｊ］．矿冶，２００８（６）：６一ｌ６　［２］胡为柏．浮选［Ｍ］．北京：冶金工业出版卒十，１９８３：２４１—２８６．　［３］王云，张丽军．复杂铜铅锌多金属矿选矿试验研究［Ｊ］．有色金属，２００７（６）：１—６．　

（责任编辑杨君丽）