广西某银铜多金属硫化矿选矿试验

Serial No. 591 July. 2018
现代矿业
MODERN MINING
总第591期
2018年7月第7期广西某银铜多金属硫化矿选矿试验
陈维
(广西壮族自治区地球物理勘察院）
摘要广西某银铜多金属硫化矿石铜品位为1.01%,银含量为118.82 g/t,硫品位为
19. 17% ,金属矿物之间共生关系密切，嵌布粒度不均匀。

该银铜矿山为了进行资源可利用性评价，
在矿石性质研究的基础上进行了选矿试验。

试验结果表明：在磨矿细度为-0. 074 m m 72. 56%的
条件下，采用1粗3精3扫浮铜一1粗2精3扫浮硫的原则工艺流程，可获得铜品位为23.78%，铜
回收率为89. 89%，银含量为2731. 24/t,银回收率为87. 60%的铜银精矿；硫品位为44. 36%，硫回
收率为86.80%的硫精矿；伴生金属铋主要富集在铜银精矿中，铋品位为3.21%,回收率达
70. 25% ,实现了该矿石资源的高效综合利用。

关键词银铜硫化矿银铜混浮高效综合利用
D O I：10. 3969/j.is s n.1674-6082. 2018.07.028
Experiment on Mineral Processing of a Silver-copper polymetallic Sulfide Ore in Guangxi
Chen W ei
(G u a n/x i Z huan/ Autonom ous R e/io n G eophysical Survey In s titu te)
Abstract There is 1.01%c o p p e r,118. 82 //t s ilv e r and 19. 17% su lp h u r in a s ilv e r-co p p e r p o ly­
m e ta llic su lfid e ore in G uan/x i.The sym biotic re la tio n sh ip between m etal m in erals is close and the d is­
sem inated/r a in size is not u n ifo rm.In o rd er to evaluate the resource a v a ila b ility o f the s ilv e r copper
m in e,m in e ra l processing test was ca rrie d out based on researching the ore ch a ra cte r showed th a t u n d e r the g rin d in g fineness o f-0. 074 m m72. 56%，co p p e r-silv e r concentrate w ith C o f23. 78%,C u recovery rate o f89. 89%,A/ content o f2 731. 24 //t,A/ recovery rate o f87. 60%and
su lfu r concentrate w ith s u lu r grade o f44. 36% ,s u lu r recovery rate o f86. 80%were obtained v ia one
rou gh ing-th ree cle a n in g-th re e scavenging copper flo ta tio n and one rough ing-tw o c le a n in g-th re e scavenging
sulfu flo ta tio n p rin c ip le d process flow she et.T he associated b ism uth was m a in ly concentrated in cop pe r-s il­
ver concentrate w ith bism uth grade o f3.21%,recovery rate o f70. 25%.T he h u tiliz a tio n o f the ore resource had been re a liz e d.
Keywords C o p p e r-silve r s u lid e o re,S ilv e r and copper b u lk flo a ta tio n,H ig h e ffic ie n t com prehen­
sive u tiliz a tio n
铜和铜合金应用广泛，铜化合物也是工农业生 产的重要原料[1]。

银有良好的物理、化学特性，在 工业生产及众多领域应用非常广泛[2]。

我国的银资源储量里，大部分银矿物都是以伴 生形式赋存在金属硫化矿物中。

因此，采用较好的 浮选工艺流程回收金属硫化矿物的同时，也提高矿
陈维（1984—),男，工程师,545005广西壮族自治区柳州市鱼峰区荣军路317号。

石中伴生银矿物的回收率[]。

针对目的矿物和脉 石矿物的工艺特性，可采用的浮选原则流程有多种，如优先浮选、混合浮选、部分优先或部分混合浮选等 工艺，选择的原则是迅速选出易浮的银矿物及其主 要的载体矿物[4-]。

现阶段国内不少银铜矿资源利 用率较低，主要体现在银的回收率低、利润率低、环 境污染严重等方面[7]。

因此，该银铜多金属硫化矿 进行了矿石可选性研究，确保资源的综合开发利用，特别是提高金、银贵金属及各种伴生金属资源的利
104
陈维：广西某银铜多金属硫化矿选矿试验2018年7月第7期
用率。

1矿石性质
该银铜多金属硫化矿矿石构造有浸染状、脉状
及网脉状，矿石结构有他形晶粒状结构、自形晶一半
自形晶粒状结构、固溶体分离结构、交代残余结构。

11矿石组成
矿石化学多元素分析结果见表1铜物相分析
结果见表2,矿石中主要矿物含量见表3,银矿物在
各载体矿物中的赋存特征见表4。

表 1 矿石化学多元素分析结果％
成分Cu Pb Zn A/Bi Au
含量1010.0410165118.820.160.098
成分CaO MgO SK〇Al2〇3S As
含量0.80 5.16421561219.170.17
注:Au、Ag含量单位为#t。

由表1可知，该矿铜含量为1.01%、s含量为
19. 17%、A g 含量为 118. 82 g/t、A u 含量为 0.098
g/t,主要回收金属为C u、A g和S,可伴生回收B i和
A u，脉石主要为S i〇2。

表 2 矿石主要矿物组成％
矿物名称黄铜
矿
铜蓝
黄铁
矿
闪锌
矿
方铅
矿
毒砂
磁黄
铁矿
含量0.80.5 2.20.20.10.2 1.5
矿物名称磁铁
矿
钛铁
矿
绢云
母
角闪
石
绿泥
石
石英其他
含量 5.50.527231820<0.5由表2可知，矿石中的主要目的矿物有黄铜矿、黄铁矿、铜蓝、少量辉银矿等，脉石矿物有石英、角闪 石、绿泥石、絹云母等。

表 3 矿石铜物相分析结果%铜物相铜含量铜分布率硫酸铜中铜0.000 80.08
自由氧化铜中铜0.014 1.38
结合氧化铜中铜0.020 1.89
次生硫化铜中铜0.4342.41
原生硫化铜中铜0.5049.31
自然铜中铜0.05 4.93
合计 1.014 8100.00由表3可知，铜主要以原生硫化铜和次生硫化 铜形式存在，原生硫化铜和次生硫化铜共占91. 72%，其他相态占8.28%。

表 4 含银矿物中的银分布率%银物相银含量银分布率辉银矿中银0.008 167.50
黄铜矿中银0.002117.33
硫铅铋银矿〜硫铋铅银矿0.0007 6.17
黄铁矿中银0.00119.00
合计0.012 0100.00
由表4可知，主要载银矿物为辉银矿和黄铜矿，两者占比为84. 83%。

12主要铜银矿物嵌布特征
黄铜矿呈他形粒状产出，一般与脉石、黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿关系较密切，与黄铁矿紧密共生，粗粒黄铜矿或黄铜矿集合体中有时包含细粒黄铁 矿;少量黄铜矿与闪锌矿共生，微量黄铜矿在闪锌矿 中呈微细粒的乳滴状（固溶体分离结构）；部分黄铜 矿包裹细粒脉石，或充填于脉石粒间隙中;部分黄铜 矿被轻度氧化，外表被次生矿物蓝辉铜矿、铜蓝、褐 铁矿不均勻交代包裹，黄铜矿粒径最大为0.25 m m，最小为0.002 m m，一般为0.03 ~0. 16 m m。

辉银矿 有的呈微脉状穿插黄铜矿、黄铁矿，有的与方铅矿连 身包裹于黄铜矿中，颗粒大小不等，细者为0.01 ~ 0.05 m m。

硫铅铋银矿~硫铋铅银矿分布在黄铜矿 裂隙和脉石矿物中。

黄铁矿呈自形一半自形晶粒状 产出，部分呈他形粒状或粒状集合体分布。

粗粒的 裂隙发育，其裂隙被周围的脉石或黄铜矿充填呈细 脉状;部分黄铁矿颗粒内部包裹脉石矿物，局部可见 与白铁矿相混产出；部分细粒黄铁矿常呈分散粒状 包裹于黄铜矿中。

粒径最大为0.55 m m,最小为 0.01 m m，一■般在0.04 ~0. 45 m m。

工艺矿物学研究表明，黄铜矿粒度较粗，辉银矿 嵌布粒度较细，主要载银矿物为辉银矿和黄铜矿，辉 银矿也具有较好的可浮选性，宜采用银铜混合浮选。

部分黄铜矿在脉石中呈细粒不规则状浸染，且有的 黄铜矿中包含黄铁矿，亦对有用矿物的解离不利，极 少量黄铜矿呈乳滴状微细粒包含于闪锌矿中，可能 会损失于尾矿中;少量黄铜矿被轻度氧化，外表被蓝 辉铜矿、褐铁矿不均匀包裹，对浮选有一些影响。

矿 石中的铜矿物及较多脉石矿物的硬度较低，原矿经 过细磨后，易产生较多次生矿泥，可能会对浮选产生 一些影响。

2试验药剂和设备
试验采用X M Q型锥形球磨机进行磨矿，采用 X F D系列单槽进行浮选，单元试验样重1k/。

试验所用药剂有丁黄药、丁铵黑药、Z-200、石 灰、硫酸铜、2#油，均为工业品。

3试验结果及讨论
根据该矿性质，矿石主要回收铜、银和硫，伴生 回收金和铋，由于铜矿、银矿的硫化物均属于可浮性 较好的矿物，参考国内外类似矿石的选矿生产实践，
105
总第591期现代矿业2018年7月第7期
采用先浮银铜后浮硫的浮选流程，银铜为混合精矿。

3.1磨矿细度试验
磨矿细度的高低决定矿物单体解离的程度，而 矿物的单体解离好坏是影响选矿效果的重要因素。

首先考察磨矿细度对浮选指标的影响，试验流程及 药剂条件见图1结果见图2。

原丨矿药剂用量单位:g/t
磨矿:变
):石灰:4 000;PH=12
):丁黄药:60
):2*油:20
铜粗选
1丁黄药:20
铜扫选
铜银精矿 尾矿
图1磨矿细度试验流程
图2磨矿细度试验结果
♦一粗选精矿银回收率;▲一粗选精矿铜回收率
由图2可见，随着磨矿细度的增大，尾矿铜、银损失率降低，精矿铜、银回收率提高；当磨矿细度达-0.074
mm72.56%时，再增大磨矿细度，尾矿铜、银品位及损失率下降不明显;综合考虑磨矿成本与选别指标，确定磨矿细度为-0•074
mm72.56%。

3.2铜粗选条件试验
3.2.1铜捕收剂种类试验
在磨矿细度为-0.074
mm 72.56%、抑制剂石
灰用量为4 000
g/t(PH«12)、起泡剂2#油用量为20 g/t的条件下，分别采用丁黄药、丁铵黑药、Z-200作为铜捕收剂，对比捕收剂的选铜效果。

试验结果见表5。

由表5可知，铜浮选采用丁黄药或丁铵黑药作
为捕收剂时，铜银精矿中铜和银的品位均较采用Z-200作捕收剂时低，回收率相当，综合考虑，确定采
用Z-200作为铜捕收剂。

3.2.2铜捕收剂用量试验
在磨矿细度为-0.074
mm 72.56%、抑制剂石
灰用量为4000/八（{^«12)、起泡剂2#油用量为106
表5铜捕收剂种类试验结果
捕收剂捕收剂用量产品品位回收率/%
种类/(g/t)名称Cu/%Ag/(g/t)C/Ag
精矿409468.9286.8985.46
丁黄药60+20尾矿0.1721.9813.1114.54
给矿102118.54100.00100.00
精矿 4.35511.3785.485.12
丁铵黑药45+15尾矿0.1822.0514.3614.88
给矿101118.89100.00100.00
精矿 5.03576.9285.5484.73
Z-20030 + 10尾矿0.1822.0114.4615.27
给矿103118.96100.00100.00 20 //t的条件下进行Z-200用量试验。

试验流程见 图1,试验结果见图3。

♦一粗选精矿铜回收率;▲一粗选精矿铜品位
由图3可见，随着Z-200用量的增大，铜银精矿 中铜回收率提高；当Z-220用量为40 //t时，再增加 Z-200用量，铜回收率提高不明显；综合考虑，Z-220 用量40 g/t为宜。

3.2.3石灰用量试验
原矿黄铁矿含量较高，采用石灰作为黄铁矿抑 制剂。

在磨矿细度为-0. 074 m m 72. 56%、捕收剂 Z-200用量为40 g/t，起泡剂2#油用量为20 g/t的条 件下进行抑制剂石灰用量试验。

试验流程见图1，试验结果见表 6。

表6石灰用量试验结果
石灰用量产品品位回收率/%
/(/t)名称C/%A/(/t)C/A/
精矿 4.21491.8786.4785.30
3 000尾矿0.1721．8713.5314.70
给矿 1.00118.26100 00100.00
精矿 5.03576.9285.5484.73
4 000尾矿0.1822 0114.4615.27
给矿103118.96100.00100.00
精矿 5.30575.3985.1478.79
5 000尾矿0.1830 1514.8621.21
给矿101118.98100.00100.00
精矿 5.88550.1083.3968.16
6 000尾矿0.2043 8716.6131.84
给矿103117.70100.00100.00由表6可知，随着石灰用量的增大，
铜银精矿中
陈维：广西某银铜多金属硫化矿选矿试验2018年7月第7期
701----------1----------1----------'26
1000 1500 2 000 2 500
硫酸用量/(g /t )
图6
硫酸用量试验结果
♦一硫回收率;▲一硫品位
量为20 g /t 的条件下进行捕收剂丁黄药用量试验， 试验流程见图4,试验结果见图7。

100「
i 32
701---------1-----------1----------'2090 120 150 180
丁黄药用量/(g /t )
图7 丁黄药用量试验结果
♦一硫回收率;▲一硫品位
由图7可见，随着丁黄药用量的增加，硫精矿硫 回收率呈升高趋势；当丁黄药用量为150 /
t
时，再
增加丁黄药用量，硫精矿硫回收率几乎不升高；因 此，选定丁黄药用量为150 /t。

3.4
闭路试验
在条件试验和开路试验的基础上进行闭路试 验，试验流程及药剂制度见图8,试验结果见表7。

由表7可知，采用1粗3精3扫浮铜一 1粗2精 3扫浮硫的原则工艺，闭路试验可获得铜品位为 23. 78%、铜回收率为89. 89%、银品位为2 731. 24
/t
银回收率为87.60%的铜银精矿；硫品位为
44. 36%、硫回收率为88. 83%的硫精矿；伴生金属 铋主要富集在铜银精矿中，回收率达70. 25%。

4结论
(1) 某含铜银矿石矿物组成比较复杂，含铜
1. 01%、硫为 19. 17%、银为 118. 82 /t 、金为 0. 098
/t
铋为0. 16%，主要矿物是黄铜矿、辉银矿、黄铁
矿。

铜矿物与黄铁矿、辉银矿、方铅矿、辉铋矿、石英 关系密切，较难单体解离，单独回收铜矿物和银矿物 不利。

(2)
矿石中的铜矿物主要以原生硫化铜和次
硫化铜形式存在，原生硫化铜和次生硫化铜共占
91. 72%，其他相态占8. 28% ;银主要存在于辉银矿 中和伴生在黄铜矿中。

(3) 矿石在磨矿细度为-0. 07 m m 72. 56%的
107
铜品位增大，铜回收率呈降低趋势;铜银精矿中银回 收率降低，石灰对银有一定的抑制作用;综合考虑铜 和银的选矿指标，石灰用量4 000 /t
为宜，此时矿
浆戸11值《12。

3.3硫浮选试验
3.3.1硫浮选药剂方案探索试验
硫粗选试验采用1次粗选流程，给矿为1粗1 扫的选铜尾矿。

参考同类型矿石矿山生产经验，硫 浮选主要采用“硫酸铜+ 丁黄药”和“硫酸+ 丁黄 药”两种药剂方案，对这两种药剂方案进行对比试 验。

试验流程见图4,试验结果见图5。

浮铜^矿
药剂用量单位:g /t
X 活化剂:变
X 丁黄药:变
)：2*tfl :20
硫粗选
1
丁黄药:20
):2•油:20硫扫选
硫精矿
尾矿
图4
硫浮选方案试验流程
30「
^5
硫酸铜+丁黄药 硫酸+丁黄药
药剂方案
图5硫浮选药剂方案对比试验结果
□一硫品位;■一硫作业回收率
由图5可见，采用硫酸+ 丁黄药的药剂方案，硫 精矿硫的回收率明显高于硫酸铜+丁黄药方案。

3.3.2硫浮选硫酸用量试验
在硫浮选药剂方案对比试验的基础上优化硫酸 用量，给矿为1粗1扫的选铜尾矿。

活化剂硫酸为 变量，在捕收剂丁黄药用量为10 //t 、起泡剂2#油 用量为20 /
t
的条件下进行硫酸用量试验，试验流
程见图4,试验结果见图6。

由图6可见，随着硫酸用量的增加，硫精矿硫品 位波动不大，硫回收率呈升高趋势；当硫酸用量为 2 000 //t 时，再增加硫酸用量，硫回收率几乎不再升 高；因此，硫酸用量2 000 /
t
为宜。

3.3.3硫浮选丁黄药用量试验
在活化剂硫酸用量为2 000 //t 、起泡剂2#油用
承/扫唣痗0
9 8
7
3 2 2 25
0 5 0.
5
9 9 8 8 70$0S
8
4
2
2
总第591期
现代矿业2018年7月第7期
，矿
药剂用量单位:g/t
〇磨矿:-0.074 mm 72.56%
x 石灰:4 000
xZ -200:40
“#油:20 铜粗选
1
石灰:300
精选1未石灰:100 精选3
>^Z -200:10 扫选1
+石灰:200
精选20-200:10
扫选2
+ Z -200:10 扫选3
铜银精矿
(硫酸=2 000
丁黄药:150 c 2#油:20 硫粗选
精选1
:丁黄药:30 + 2*油:10 扫选1
< 丁黄药:20 扫选2
硫精矿
士丁黄药:10 扫选3
尾矿
图8
闭路试验流程
条件下，采用1粗3精3扫浮铜一1粗2精3扫浮硫 的原则工艺，闭路试验可获得铜品位为23. 78%、铜 回收率为89. 89%、银品位为2 731. 24 g /t 、银回收 率为87. 60%的铜银精矿；硫品位为44. 36%、硫回 收率为88. 83%的硫精矿；伴生金属铋主要富集在 铜银精矿中，回收率达到70. 25%。

参考文献
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徐绍龄•无机化学丛书（第六卷）[M ] •北京：科学出版社
1995.[2]
李东亮.银金铂的性质及其用途[M ].北京：高等教育出版社
1998.[3]
彭时忠•低品位银铜矿银铜浮选回收试验研究[D ]贛州：江西理工大学，2011.
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冶研究总院学报，1994,3(1):25-33.
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山，2010(12)63-66.
[7]
蔡玲•伴生金银综合回收[M ]•北京：冶金工业出版社，1999.
表7
闭路试验结果
%
品位
回收率
厂品名称、产率 -Cu
A /
S
As
Bi
Cu
A /
S
As
Bi
铜银精矿 3.8123.782731.2431.020.14 3.2189.8987.60 6.17 3.1070.25硫精矿38.290. 1626.5444.360.390.12 6.088.5688.8386.8026.42尾矿57.900.077.86 1.650.030.01 4.03 3.84 5.0010.10 3.33给矿
100.00
1.01
118.67
19.12
0.17
0.17
100.00
100.00
100.00
100.00
100.00
注:A /品位单位为/t 。

(收稿日期2018-06-21)
(上接第99页）
由图7可见，原矿经磨矿至-0. 076 m m 80%进 行强磁湿选，强磁湿选精矿反浮选可获得产率为
31. 47%，全铁含量为63.22%，全铁回收率为 57. 09%的铁精矿。

5结语
(1)
哈萨克斯坦某赤铁矿全铁含量为34. 85%，
磁性铁含量为0. 95%，为氧化铁矿石。

利用该铁矿 石优先考虑采用强磁湿选进行抛尾，获得了高品位 的入浮精矿。

(2） 原矿经磨矿至 -0.076m m 80% 进行强磁
湿选，强磁湿选精矿反浮选可获得产率为31. 47%， 全铁含量为63. 22%，全铁回收率为57. 09%的满意 铁精矿。

参
考
文
献
[1]
马华麟.现代铁矿石选矿（下册）[M ].合肥：中国科学技术大
学出版社,2009.
[2]
王运敏.中国黑色金属矿选矿实践（上册）[M ].北京：科学出
版社，2008.
(收稿日期2018-06-20)
108。