含钼、铜、铅、锌矿物的浮选分离工艺及工艺流

    对某黑钨矿的枱浮矿进行了浮选分离试验。该产品主要含方铅矿、辉钼矿、闪锌矿、黄铜矿、自然铋、辉铅铋矿和磁黄铁矿等有用成分。该枱浮硫化矿有用成分多，需回收Mo、Bi、Cu、Pb、Zn、Ag等各种成分，故对这种硫化矿往往采用多种分离方法的组合，试验中采用了优先浮钼一铜铅混浮一浮锌和铜钼混浮一铅锌混浮一分离的工艺流程，获得了Mo、Cu、Pb、Zn和S的独立产品。
优先浮钼一铜铅混浮一浮锌工艺流程
    钼优先浮选试验采用Na2S脱药，再洗涤两次后进行磨矿。结果表明，Na2S用量越大，钼精矿品位越高，回收率越低，最终确定脱药Na2S用量为6 kg／t，抑制剂Na2S用量为7 kg/t．捕收剂煤油用量为40g/t，钼精选Na2S用量为3kg/t，水玻璃用量为2kg／t。铜铅混浮及其分离试验采用硫酸和CuSO4作活化剂，其用量分别为2kg/t和2kg/t，Na2S和ZnSO4作抑制剂，其用量分另别为1.6kg/t和3.2kg/t。捕收剂丁铵黑药用量为0.12kg／t，铜、铅分离采用Na2S，用量为0.8 kg／t，水玻璃用量1.Okg／t，K2Cro7用量2.0kg/t。锌浮选用硫酸和CuS04作活化剂，其用量分别为3kg/t和lkg/t，捕收剂采用丁铵黑药和丁基黄药，用量均为100g／t，2号油为起泡剂，用量16g/t。
    该工艺流程试验结果为：钼精矿Mo含量46.86%，回收率85.44%，As含量0. 2%；铜精矿Cu含量20.95%，回收率92. 56%，精矿As含量0.36%；铅精矿Pb含量56.23%，回收率64.51%；锌精矿Zn含量48.16%，回收率52.43%；硫精矿S含量27.37%。铅精矿主要为方铅矿，约占70%，铋矿物较多，主要为辉铋矿、辉铅铋矿和被包裹的自然铋，黄铜矿和毒砂及其他杂质含量均低，不影响产品质量；锌精矿主要为闪锌矿，约占73.2%,偶见黄铜矿以乳滴状存在于闪锌矿中，毒砂含量少，其他有害杂质不影响产品质量；Bi和Ag主要富集在铅精矿中。
    优选浮钼-铜铅混浮-浮锌工艺流程如下图所示。

铜钼混浮-铅锌混浮工艺流程
    铜钼混浮试验药剂用量：脱药Na2S用量6kg/t、Ca0用量1kg／t、水玻璃用量1.4kg／t、K2Cr07用量2.8k/t、捕收剂丁铵黑药用量0.2kg/t、煤油用量0.04 kg／t、2号油用量0.016kg/t。获得混合粗精矿品位为：Cu 17.79%、M03.27%．Cu的同收率91. 7%、Mo的回收率98.10%。Cu、Mo分离采用抑制剂Na2S，_用量3kg／t，水玻璃lkg／t。
    铅锌混浮试验采用H2S04（浓）3kg/t调整pH值，以活化Pb、Zn矿物，捕收剂丁铵黑药用量0.1 kg／t，2号油用量0.016kg/t。
    Pb、Zn分离试验，Ca0用量1.8kg/t、Na2S03用量1．Okg／t、ZnS04用量2. Okg／t。浮铅尾矿再浮锌，活化剂为CuSO4和ZnS04，用量分别为0.5kg/t和0.4kg/t，捕收剂丁胺黑药用量0.1kg/t，2号油用量0.016kg/t。浮锌尾矿即为硫精矿。
    该工艺流程试验结果为：钼精矿品位47.69%，回收率91.53%，As含量0.15%；铜精矿品位21.13%，回收率90.72%；铅精矿品位45.66%，回收率47.83%；锌精矿品位49.12%，回收率56.75%；硫精矿品位35.1%。银和铋主要富集在铅精矿中，银的回收率55.66%，铋的回收率41.09%。
    铜钼混浮-铅锌混浮工艺流程如下图所示。

    从上述试验结果看，优先浮钼-铜铅混浮-浮锌工艺流程优于铜铅混浮-铅锌混浮工艺流程，主要是前者铜精矿中As含量低于后者，另外铅精矿品位前者显著高于后者。