我国的铜铅资源储量较为丰富，居于世界的前列，但其总体现状是贫矿多、富矿少、伴生元素复杂、矿石类型多和嵌布粒度细，造成铜铅资源开发利用难度大。由于铜铅矿物具有天然密切的共生关系^[1]，嵌布粒度细和互相包裹是其矿石的普遍现象^[2]，同时，冶炼对精矿的质量要求越来越严格。因此如何高效分离铜铅矿物，降低精矿铜铅互含难题越来越迫切。当前人们对环境保护越来越重视，对选矿工艺提出了更高的要求。因此，寻找一些低毒环保甚至无污染的选矿新工艺或新药剂是现阶段研究的主要方向。

铜铅浮选分离的方法主要有两种：一种是浮铜抑铅，常用的方法有重铬酸盐法、亚硫酸法、羧甲基纤维素(CMC)法和加温法等。重铬酸盐法比较传统，研究也比较透彻，但易造成重金属铬污染^[3]，选矿厂已基本停用。亚硫酸法是采用二氧化硫和淀粉等大分子有机物联合抑制铅矿物，其铅精矿质量较差，较难控制。羧甲基纤维素法一般需要与水玻璃联合使用，虽然CMC对方铅矿有较好的抑制作用，但对黄铜矿的可浮性也有负面影响，造成铜回收率难以提高。另一种是抑铜浮铅，氰化物法是较为经典的代表^[4]，但是氰化物有剧毒，且能溶解贵金属，故现今主要推广无氰工艺，但其分离效果无法与氰化物相比。因此，迫切需要更高效环保的铜铅浮选分离药剂^[5]。昆明冶金研究院根据大量的试验筛选出无毒高效组合抑制剂，本文介绍采取该抑制剂进行铜铅分离的研究结果。

1 研究方法 1.1 矿样和药剂

试验所用的黄铜矿取自江西，方铅矿取自云南。首先将大块矿物敲碎到5 mm左右，然后手工挑选纯度较高的块矿，再锤碎成粒度为-2 mm的细小颗粒，再用玛瑙研钵将其细磨，筛出-0.074+0.037 mm粒级，用以进行单矿物浮选试验及药剂吸附量测定。化学分析结果表明，方铅矿单矿物含Pb 86.42%，单矿物纯度99.78%。黄铜矿单矿物含Cu 33.28%，纯度达96.29%。

铜铅混合精矿分离试验采用的铜铅混合精矿取自云南大理巍山某选矿厂，含Cu 7.80%，含Pb 50.10%。矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在，铅主要以方铅矿的形式存在。矿石中含有少量石英、长石、黄铁矿和绿泥石等脉石矿物。矿石的粒度组成见表 1。

试验用的pH调整剂为盐酸和氢氧化钠，均为分析纯。捕收剂为乙基钠黄药、乙硫氮和丁基钠黄药，购自栖霞通达选矿药剂有限公司。

1.2 试验方法

单矿物浮选试验：在40 mL XFG型挂槽式浮选机中进行，每次称取3 g单矿物进行浮选试验，浮选机转速保持不变，加入35 mL蒸馏水。为了减少纯矿物表面氧化薄膜的影响，每次浮选试验前采用Resch US49/545超声波清洗仪对矿物进行10 min的清洗。添加调整剂搅拌5 min，添加捕收剂搅拌2 min，添加起泡剂搅拌1 min后进行浮选试验。

吸附量测定：称取1.0 g矿样置于烧杯中，加入50 mL蒸馏水，在78-2双向磁力搅拌器上开始搅拌，依次加入药剂分别搅拌5 min后，将上清液移入离心管中并置于GL-20G-Ⅱ型冷冻离心机中高速离心，离心后取离心管上清液进行紫外光谱测量，对照捕收剂溶液的标准曲线得出上清液的捕收剂残余浓度，由此可以根据式(1)计算捕收剂在矿物表面上的吸附量：

$ \mathit{\Gamma} =\frac{\left(C_{0}-C\right) \times V}{m} $

(1)

式中：Γ—药剂在矿物表面的吸附量，mol/g；C₀—药剂与矿物作用前溶液中药剂的初始浓度，mol/L；C—药剂与矿物作用后溶液中药剂的浓度，mol/L；V—溶液体积，L；m—单矿物质量，g。

人工混合矿物浮选试验：在40 mL XFG型挂槽式浮选机中进行，每次称取4 g不同质量比例的人工混合矿物，超声波清洗15 min，添加调整剂搅拌5 min，添加捕收剂搅拌2 min，添加起泡剂搅拌1 min后进行浮选试验。

实际矿石浮选试验：采用XFDⅣ型1.5 L单槽浮选机进行，每次称取500 g实际矿石，添加调整剂搅拌5 min，添加捕收剂搅拌2 min，添加起泡剂搅拌1 min后进行浮选试验。

2 试验结果讨论 2.1 捕收剂种类试验

在无调整剂调节矿浆pH值的条件下，比较丁基钠黄药、乙基钠黄药和乙硫氮和无捕收剂对黄铜矿和方铅矿单矿物浮选回收率和对捕收剂吸附量的影响，试验结果见图 1。

由图 1可知，在无捕收剂作用时，黄铜矿的回收率比方铅矿的回收率低，表明方铅矿的天然疏水性能要比黄铜矿好。三种不同的捕收剂在浓度1×10^-4 mol/L时，黄铜矿和方铅矿单矿物的回收率均有明显的提高，对两种单矿物的捕收能力大小依次为丁基钠黄药>乙基钠黄药>乙硫氮。在同一浓度1×10^-4 mol/L时，三种不同的捕收剂在黄铜矿和方铅矿单矿物表面上的吸附量表现为：乙硫氮在黄铜矿表面上的吸附量为2.44×10^-6 mol/g，而在方铅矿表面上的吸附量为1.14×10^-6 mol/g，说明乙硫氮在黄铜矿表面上的吸附量要比在方铅矿表面上的吸附量高；乙黄药和丁黄药在黄铜矿表面上的吸附量分别为1.12×10^-6 mol/g和3.82×10^-6 mol/g，在方铅矿表面上吸附量分别为0.91×10^-6 mol/g和3.76×10^-6 mol/g，说明乙黄药和丁黄药在黄铜矿和方铅矿表面上的吸附量相差不大。因此就铜铅分离浮选而言，使用乙硫氮为铜铅分离时铜矿物的捕收剂对铜铅分离的效果较好，后续浮选试验选择乙硫氮为捕收剂。

2.2 乙硫氮用量试验

在无pH调整剂的条件下，考察乙硫氮不同用量对黄铜矿和方铅矿浮选影响，结果如图 2所示。

从图 2可以看出，随着乙硫氮用量增加，方铅矿回收率逐渐增大，黄铜矿回收率先快速增大后缓慢增大，在乙硫氮用量为1×10^-4 mol/L时，黄铜矿回收率大于方铅矿回收率，为更好地实现铜铅分离，选择乙硫氮最佳用量为1×10^-4 mol/L。由图 2还可知，两种矿物的天然可浮性都很好，在不添加乙硫氮的情况下，铜铅的回收率均大于86%。在不添加调整剂和抑制剂的情况下，二者的可浮性差异很小，基本不能有效分离。

2.3 pH值试验

在乙硫氮用量1×10^-4 mol/L的条件下，用氢氧化钠和盐酸调整矿浆的pH值，考察矿浆的pH值对铜铅矿物浮选的影响。如图 3所示，在中性及酸性pH值范围内，方铅矿和黄铜矿的浮选回收率都较高，当pH值大于10，矿浆处于强碱性的环境下，方铅矿的可浮性迅速下降，黄铜矿的可浮性只是略有下降，故可知在碱性条件下，铜铅更容易分离。

2.4 抑制剂种类试验

在捕收剂乙硫氮浓度为1×10^-4 mol/L的情况下，不同抑制剂(浓度同为1×10^-4 mol/L)作用后对单矿物浮选行为的影响见图 4。由图 4可知，不同的抑制剂对单矿物的浮选回收率的影响有很大差别，水玻璃+亚硫酸钠对黄铜矿和方铅矿单矿物的抑制效果很不明显^[6]，二者的回收率仅下降约1个百分点。硫代硫酸钠+硫酸亚铁对黄铜矿和方铅矿单矿物均有明显的抑制效果^[7]，但对铅的抑制作用更强些。重铬酸钾对黄铜矿的抑制作用不明显^[8]，黄铜矿的回收率几乎不变，但对方铅矿有强烈的抑制作用，方铅矿的回收率下降了60个百分点。羧甲基纤维素对黄铜矿和方铅矿的抑制作用不强。单独采用LY抑制剂，对铜回收率基本没有影响，但其对铅的抑制作用稍弱，铅的回收率还有46.55%。组合抑制剂(硫代硫酸钠+LY)的抑制效果明显，此时黄铜矿的回收率仅下降3个百分点，而方铅矿回收率下降了47个百分点。由以上分析可知，组合抑制剂(硫代硫酸钠+LY)可实现黄铜矿与方铅矿的较好分离。由于LY是一种无机氧化剂，容易降解，所以该组合抑制剂属于对环境无污染的选矿药剂。

2.5 人工混合矿物分离试验

为更好地验证组合抑制剂(硫代硫酸钠+LY)的抑制效果，对黄铜矿和方铅矿单矿物的二元人工混合矿的分离行为进行了研究。试验条件为：硫代硫酸钠用量2.0×10^-4 mol/L，LY用量5×10^-3 mol/L，乙硫氮用量1.0×10^-4 mol/L，起泡剂用量1.0×10^-4 mol/L，试验结果见表 2。由试验结果可知，使用组合抑制剂抑铅浮铜得到的分离指标较好，铜和铅的分离趋势明显，说明组合抑制剂(硫代硫酸钠+LY)对方铅矿的抑制作用效果较明显，可实现铜铅矿物分离。

2.6 铜铅混合精矿分离试验

为了考察组合抑制剂对实际矿石的分离效果，采用云南某地的铜铅混合精矿进行了浮选分离试验研究。通过试验确定各种药剂的用量后，进行全流程开路试验。试验流程图见图 5，浮选分离结果见表 3。开路试验结果表明，铜精矿含Cu 29.06%、回收率73.16%，铅精矿含Pb 70.43%、回收率77.42%。

按照开路试验确定的浮选工艺条件进行闭路试验。闭路试验流程为一段粗选—两段精选—一段扫选(中矿顺序返回)。闭路试验结果(见表 4)表明：铜精矿含Cu 28.05%、回收率84.16%，铅精矿含Pb 65.54%、回收率91.19%。试验结果表明该药剂制度是合理的，铜铅的分离指标良好。

3 结论

(1) 单矿物条件试验结果表明，新型抑制剂(硫代硫酸钠+LY)对方铅矿具有良好的抑制作用，对黄铜矿的抑制作用较弱，可用于硫化铜铅矿物的分离。虽然组合抑制剂的分离指标没有重铬酸钾的分离效果理想，但相差不大，对环境污染小，具有广泛的应用前景。

(2) 人工混合矿物浮选分离试验和选矿厂铜铅混合精矿浮选分离试验结果均表明，组合抑制剂(硫代硫酸钠+LY)可以替代重铬酸钾实现铜铅分离，为硫化铜铅矿石的开发提供新思路，减少环境的污染。