高效捕收剂ZA 在铜硫分离浮选中的应用

邹坚坚 胡 真 李汉文

(1.广州有色金属研究院，广东 广州510651;2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东 广州510651)

云南某铜锡硫银多金属矿主要有价元素为铜、锡、硫，铜品位为1.05%、锡含量为0.28%、硫品位为17.19%，此外还伴生银，现场采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡(银进入铜精矿)。在铜硫分离过程中，长期存在着石灰用量偏大、碱度高，使得铜和银回收率低(铜精矿铜回收率85%左右，银回收率小于50%)的问题，为此需研究如何在低碱度条件下实现铜银的有效回收，提高矿山经济效益。

1 矿石性质

1.1 矿石化学多元素分析

为了查明矿石中主要元素及其含量，对原矿样进行化学多元素分析，结果见表1。

表1 原矿主要化学成分分析结果Table 1 Main chemical composition analysis of raw ore %

表1 中表明:矿石中主要有价元素为铜、硫、锡，其品位分别为1.05%、7.19%、0.28%;此外，银品位为13.20 g/t，具有伴生回收价值。

1.2 矿石铜物相分析

对试验矿样进行铜化学物相分析，结果见表2。

表2 铜物相分析结果Table 2 Copper phase analysis %

由表2 可知，矿石中硫化铜占有率达93.60%，结合铜和自由氧化铜合计占有率仅6.40%，表明矿石为典型的硫化铜矿。

1.3 矿石主要矿物组成分析

经显微镜和矿物自动检测(MLA)技术查定，矿样中主要有用矿物为黄铜矿、锡石、黄铁矿、磁黄铁矿等，脉石矿物主要为透辉石、石英、长石、方解石等。主要矿物含量见表3。

表3 矿石主要矿物含量分析结果Table 3 Main minerals in raw ore %

1.4 矿石银赋存状态分析

对矿石伴生银元素进行赋存状态测定，结果表明:赋存于黄铜矿、铜蓝、黝铜矿等含铜矿物中的银占总银的46.37%，游离银矿物占23.32%，赋存于磁黄铁矿、黄铁矿、脉石矿物中的银分别占总银的12.63%、9.32%和8.36%。游离银的比例较大，不利于银在铜精矿中的富集。

2 试验结果与讨论

2.1 铜硫混合浮选

对于硫化铜与硫铁矿的分离，通常采用优先浮铜—再浮硫或铜硫混浮—铜硫分离工艺［1］。由于矿石中锡石含量达到经济回收品位，而优先浮铜—再浮硫流程产生的选硫尾矿中存在大量的钙离子，在后续摇床重选选锡时易在床面上结垢，影响锡石的回收效果，因此，现场为保证摇床重选锡石的有效回收，采用铜硫混浮—铜硫分离工艺。按图1 模拟现场流程进行铜硫混浮闭路试验，结果见表4。

图1 铜硫混浮闭路试验流程Fig.1 Flowsheet of closed circuit copper-sulphur bulk flotation

表4 铜硫混浮闭路试验结果Table 4 Test results of closed circuit of copper-sulphur bulk flotation %

表4 表明:铜硫混合浮选闭路试验可获得铜品位为5.12%、回收率为96.67%，银品位为57.25 g/t、回收率为86.10%，硫品位为34.65%、回收率为95.91%的铜硫混合精矿，铜、硫和伴生银在铜硫混合精矿中都得到了有效富集。

2.2 铜硫分离条件试验

因银在铜精矿中的冶炼回收率远高于在硫精矿中的冶炼回收率，所以在实现铜与硫分离时，需选择适宜的捕收剂和抑制剂，将银尽量富集到铜精矿中。首先按图2 进行了铜硫分离条件试验，试验中药剂用量均对铜硫混合精矿计，铜硫分离浮选条件试验流程见图2。

图2 铜硫分离浮选条件试验流程Fig.2 Flowsheet of copper and sulphur condition separation flotation

2.2.1 再磨细度试验

适宜的磨矿细度是实现铜矿物有效回收并获得合格铜精矿的前提。此外，磨矿过程中矿物产生新鲜表面，有利于药剂与矿物的作用，提高铜硫分离效果［8］。固定ZA 用量为40 g/t、石灰用量为3 kg/t(pH=9.5)，进行铜硫分离再磨细度试验，结果见图3。

图3 再磨细度试验结果Fig.3 Test results at different regrinding fineness

由图3 可知:随着再磨细度的提高，铜粗精矿铜回收率逐渐上升后小幅下降，在再磨细度为－0.043 mm 占85%时，达到最高值。综合考虑，确定铜硫分离浮选的再磨细度为－0.043 mm 占85%。

2.2.2 抑制剂种类试验

相对于黄铜矿来说，硫铁矿更易被抑制，且铜硫混合精矿中硫铁矿含量大于黄铜矿含量，遵循抑多浮少的浮选分离原则，铜硫分离往往采用抑硫浮铜的工艺流程。试验矿石中游离银占有率达到23.32%，强化对这部分银的回收，是保证铜精矿中银有效回收的关键。在再磨细度为－0.043 mm 占80%、ZA 用量为40 g/t 条件下，分别采用石灰、次氯酸钙、氯化钙和丹宁为抑制剂进行对比试验(抑制剂用量均为3 kg/t)，结果见表5。

表5 抑制剂种类试验结果Table 5 Test results on various inhibitors %

由表5 可知:相对于次氯酸钙、氯化钙和丹宁来说，采用石灰为抑制剂时，铜粗精矿的铜和银品位高、硫回收率低，即石灰对硫具有较好的抑制效果，同时对铜粗精矿中铜、银的回收影响较低。因此，确定采用石灰为铜硫分离抑制剂。

2.2.3 石灰用量试验

矿石中的游离银矿物对石灰的用量比较敏感，独立银矿物在强碱性介质中容易受到抑制，通常需要在pH=7 ～9 的弱碱性条件下进行选别［8］。为强化银的回收，采用可在低碱条件下浮选的捕收剂，降低石灰用量，是提高铜精矿中银回收率的关键。此外，过大的石灰用量，还会造成浮选过程中精矿泡沫发黏、夹带严重以及管道结垢等问题［2-6］。为确定适宜的石灰用量，在再磨细度为－0.043 mm 占80%、ZA 用量为40 g/t 条件下，进行铜硫分离粗选石灰用量试验，结果见表6。

表6 石灰用量试验结果Table 6 Test results on dosage of lime

由表6 可知:随着石灰用量增加，铜粗精矿铜、银品位均不断提高，但其回收率逐渐降低;pH 从8.5 增至12.5，铜回收率均保持在90%以上，说明铜矿物在较宽的pH 范围内均具有良好的可浮性;pH 超过9.5后，银回收率减低显著，说明高碱度体系下不利于银的回收。综合考虑，选择石灰用量为3 kg/t，此时矿浆pH 为9.5，与原现场10 kg/t(pH=13)石灰用量相比，大幅降低。

2.2.4 捕收剂种类及用量试验

矿石中游离银占23.30%，这就要求选择的捕收剂不仅对铜矿物，而且对游离银具有良好的捕收能力。常用的铜硫分离捕收剂有Z－200、丁铵黑药、乙黄药等。ZA 为广东有色金属研究院研发的以酯类为主要成分的组合捕收剂，兼有起泡性，外观呈灰褐色油状液体，不仅对黄铜矿具有高选择性捕收能力，而且对金、银、铂、钯等贵金属矿物也具有良好捕收能力，但对黄铁矿、磁黄铁矿的捕收能力较弱，有利于铜及伴生贵金属的浮选回收。为确定适宜的捕收剂及其用量，在再磨细度为－0.043 mm 占80%、石灰用量为3 kg/t 条件下，进行铜硫分离浮选捕收剂种类及用量试验(采用乙基黄药为捕收剂时，使用用量为40 g/t 的2#油作起泡剂，其余3 种药剂试验时均不添加起泡剂)，结果见表7。

由表7 可知，捕收剂ZA 对铜和银的选择性和捕收能力均优于Z－200、乙基黄药和丁铵黑药，且在获得相同指标的情况下，ZA 药剂用量小于其他3 种药剂。因此，确定ZA 为捕收剂，其用量为40 g/t。

2.3 铜硫分离闭路试验

在粗选条件试验的基础上，进行了粗选、扫选次数试验，最终确定采用图3 所示1 粗3 精2 扫、中矿顺序返回的闭路流程进行铜硫分离浮选试验(药剂用量仍对铜硫混合精矿计)，结果见表8。

由表8 可知，闭路试验可以获得铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t，铜、银回收率分别为91.75%、61.18% 的铜精矿，同时获得了硫品位为35.32%、回收率为79.08%的硫精矿，实现了铜硫分离，达到了有效回收铜、银、硫的目的。

表7 捕收剂种类及用量试验铜粗精矿指标Table 7 Copper rough concentrate indexes on various collectors and its dosage

图4 铜硫分离闭路试验流程Fig.4 Closed circuit of copper-sulphur separation flotation

3 结 论

(1)云南某铜锡硫银多金属矿，矿石中主要有价金属元素为铜、锡、硫，铜品位为1.05%、锡含量为0.28%、硫品位为7.19%，并伴生有一定量的银。矿样中主要有用矿物为黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等，脉石矿物主要为透辉石、石英和方解石等。

(2)以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂，在磨矿细度为－0.074 mm 占75%条件下，经1 粗2 精2 扫铜硫混合浮选流程，获得了铜品位为5.12%、回收率为96.67%，银品位为57.25g/t、回收率为86.10%，硫品位34.65%、回收率为95.91%的铜硫混合精矿。在再磨细度为－ 0.043mm占85%条件下，以复配药剂ZA为铜矿物浮选捕收剂、石灰为抑制剂(pH =10.5)进行低碱条件下的铜硫分离浮选，最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t，铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、回收率79.08%的硫精矿，有效地实现了铜银硫的分离富集回收，尤其是强化了游离银的选矿富集。

表8 低碱度铜硫分离闭路试验结果Table 8 Test results of closed circuit of copper-sulphur separation with low alkalinity %

(3)在遵循现场流程的基础上，通过调整药剂制度，使铜回收率提高约7 个百分点，银回收率提高约12 个百分点，较大幅度地提高了选矿指标，为提高矿山经济效益提供了技术支撑。

［1］ 陈建华，冯其明.铜硫浮选分离技术进展［J］.矿产保护与利用，1997(4):19-23.

Chen Jianhua，Feng Qiming.Technical progress of copper and sulfur flotation separation［J］. Conservation and Utilization of Mineral Resources，1997(4):19-23.

［2］ 汤玉和，汪 泰，胡 真.铜硫浮选分离药剂的研究现状［J］.材料研究与应用，2012，6(2):101-103.

Tang Yuhe，Wang Tai，Hu Zhen. Research progress of flotation agents for Cu-S separation flotation［J］. Materials Research and Application，2012，6(2):101-103.

［3］ 欧乐明，冯其明，陈建华，等. 低碱度铜硫分离新工艺工业应用［J］.湖南有色金属，2001(2):9-11.

Ou Leming，Feng Qiming，Chen Jianhua，et al.Industry application of low alkalinity for Cu-S separation new technology［J］.Hunan Nonferrous Metals，2001(2):9-11.

［4］ 周 源，吴燕玲，刘 诚，等. 某铜矿石低碱度铜硫分离浮选工艺研究［J］.金属矿山，2012(6):64-67.

Zhou Yuan，Wu Yanling，Liu Cheng，et al.Cu /S separation flotation technique of a copper ore in low-basicity pulp［J］.Metal Mine，2012(6):64-67.

［5］ 王明芳，徐 涛，赵留成，等. 某斑岩铜钼矿低碱度铜硫浮选分离研究［J］.金属矿山，2012(11):80-83.

Wang Mingfang，Xu Tao，Zhao Liucheng，et al.Study on the flotation in low alkalinity and the effect of alkalinity for a low grade coppermolybdenum ore［J］.Metal Mine，2012(11):80-83.

［6］ 余新阳，周 源，钟 宏.低碱度铜硫分离抑制剂及抑制机理的研究［J］.金属矿山，2008(9):65-67.

Yu Xinyang，Zhou Yuan，Zhong Hong.Depressor for Cu-S separation in low alkaline medium and its depressing mechanism［J］. Metal Mine，2008(9):65-67.

［7］ 王 勇，叶雪均，艾光华，等. 某铜银多金属矿石低碱度铜硫浮选分离试验［J］.金属矿山，2010(6):105-108.

Wang Yong，Ye Xuejun，Ai Guanghua，et al.Study on flotation separation of Cu-Fe sulfide at low alkaline for a Cu-Ag multi-metal ores［J］.Metal Mine，2010(6):105-108.

［8］ 邹坚坚. 富银铅锌矿浮选分离试验研究［D］. 长沙:中南大学，2013.

Zou Jianjian. Research on the Flotation Separation of Rich Silver Lead-Zinc Ore［D］.Changsha:Central South University，2013.