四川某高硫铜锌多金属矿石选矿试验研究

张玉华,王恒峰,赵华伦,邱允武，王 艳

(1.浙江兰溪东升爆破工程有限公司，浙江 兰溪 321100; 2.四川冶金地质勘查院,四川 成都 610051)

四川某高硫铜锌多金属矿石选矿试验研究

张玉华1,王恒峰2,赵华伦2,邱允武2，王 艳2

(1.浙江兰溪东升爆破工程有限公司，浙江 兰溪 321100; 2.四川冶金地质勘查院,四川 成都 610051)

四川某高硫铜锌多金属矿石，硫高、铜高、锌低，有用矿物嵌布粒度细且不均匀，嵌布关系十分复杂,为易浮难分离的复杂多金属矿石。矿山附近选厂采用常规浮选法仅回收了矿石中的铜和硫，而锌因品位低，试验和生产技术指标差而终止了回收，造成资源的浪费。本研究对该矿石进行了详细的物质组成研究及浮选分离试验研究，最终确定采用优先浮铜，锌与易浮硫铁矿混合浮选，粗精矿再磨，锌硫分离，尾矿再浮硫的工艺流程，使铜、锌、硫得到了有效分离，获得了铜品位为22.04%，回收率为91.15%的铜精矿； 锌品位为46.03%，回收率为60.39%的锌精矿；硫品位为37.02%，回收率为81.19%的硫精矿。

高硫；混和浮选；再磨；分离

四川某高硫铜锌多金属矿石含铜1.95%，含锌0.95%，含硫22.45%，其矿石特性表现为高硫，高铜、低锌，即两高一低矿石，矿物共生关系复杂，为易浮难分离的复杂多金属矿石。因含硫过高，锌矿物嵌布粒度较细，锌与硫分离困难等，锌精矿品位难以提高。该矿区附近选厂对锌的回收一直不令人满意，生产上仅获得锌品位25%左右的锌精矿，因此，选矿厂放弃回收锌，仅回收矿石中的铜和硫，造成矿产资源浪费。为了有效利用矿产资源,综合回收矿石中的有价元素，受矿山公司委托,进行回收锌的试验研究,并对选铜工艺进行优化,以提高铜的品位和回收率。

本研究采用在低碱度矿浆介质中优先浮铜，锌矿物与部分易浮硫铁矿混合浮选—锌硫粗精矿再磨—锌硫分离—浮铜锌尾矿中再浮硫的选矿工艺流程，使铜、锌、硫得到了有效分离，并取得了满意的试验指标。

1 矿石性质

该矿石的结构多呈它形细粒状结构、鳞片粒状变晶结构，矿石构造主要为致密块状构造、中等浸染状—斑杂状构造、片状构造。矿石中矿物种类较多，有用矿物主要为磁黄铁矿、黄铜矿、含铁闪锌矿、黄铁矿等。脉石矿物主要为石英、长石和细粒云母等组成。

1.1 原矿多元素分析

原矿多元素化学分析结果见表1。

1.2 铜锌物相分析

原矿铜物相分析结果见表2。

原矿锌物相分析结果见表3。

表1 原矿多元素化学分析结果/%

注：*单位为10-6。

表2 铜物相分析结果/%

表3 锌物相分析结果/%

1.3 主要矿物嵌布特征

黄铜矿：浅黄色，呈它形嵌在脉石矿物间或磁黄铁矿晶间与裂隙中，或呈结状嵌在磁黄铁矿晶粒集合体边缘，也往往与闪锌矿连生成共边结构，有的对磁黄铁矿有交代现象。黄铜矿工艺粒径最小50μm，最大350μm。

含铁闪锌矿:多呈不规则状或浑圆状镶嵌在黄铜矿和磁黄铁矿边缘或其中的晶间，最小粒径30μm，最大200μm，在黄铜矿中的闪锌矿多为30～50 μm，在闪锌矿中见有纤闪锌矿或浑圆状黄铜矿(粒径10～20μm)嵌于其中。经电子探针分析,含铁闪锌矿中铁含量介于7.66～8.29%之间。

磁黄铁矿:玫瑰色或棕黄色，呈它形或不规则晶粒集合体嵌布在脉石中，在集合体边缘连生有黄铜矿和闪锌矿。

2 试验方案确定

原矿中铜、锌主要以硫化矿的形式存在，一般采用浮选法选别。矿石中有用矿物物可浮性差异较大，铜矿物可浮性较好，含铁闪锌矿与磁黄铁矿可浮性较差，因此试验决定先浮铜,浮铜后再进行锌硫的浮选,对锌硫的浮选可采用先锌后硫的优先浮选或锌硫混和浮选(或部分混合浮选)-分离的流程。经过优先浮选和混合浮选方案的对比，发现在优先浮选中，锌硫关系密切,部分黄铁矿和磁黄铁矿不易被抑制，会随着锌矿物一起上浮，对锌硫矿物采用部分混合浮选试验方案效果更好，让易浮硫铁矿进入锌浮选循环，再磨再选，分出锌精矿和部分硫精矿，选锌尾矿再浮硫，获取另一个硫精矿，会取得比较好的试验效果，因此，试验最终确定优先浮铜—锌硫部分混选—再磨—锌硫分离—尾矿浮硫的工艺流程为本次试验的研究的主要技术方案。

3 试验结果与讨论

3.1 铜浮选试验

3.1.1 药剂条件的制定

该矿石中铜矿物主要为黄铜矿,具有较好的可浮性,其捕收剂和起泡剂选用生产上正在使用的207黄药和406捕收剂。用石灰调节矿浆pH=8～9之间,对锌抑制剂进行了硫酸锌、硫酸锌+亚硫酸钠、硫酸锌+硫代硫酸钠的对比试验,试验结果表明,该含铁闪锌矿较容易抑制,添加与不添加抑制剂,进入铜精矿中的锌含量变化不大,因此,在选铜过程中无需添加锌的抑制剂。T-2000是用于生产中的一种调整剂，它与石灰配合使用，可有效地抑制硫铁矿，且利于铜品位的提高。试验结果见图1。结果表明,在选铜作业加入T-2000时，铜粗精矿中铜的品位明显高于不加入T-2000时铜精矿的品位，并且随T-2000用量的增加,铜精矿产率随之下降,而铜品位逐渐增加，锌品位呈下降趋势，锌在铜精矿中的损失率下降，当T-2000用量为200g/t时，即可获得较好的试验指标。

1-铜回收率；2-铜品位；3-锌回收率；4-锌品位图1 T2000用量试验结果

3.1.2 磨矿细度试验

磨矿细度是浮选分离重要的工艺条件，合理的细度既要保证目的矿物充分解离，又要避免过粉碎；根据原矿有用矿物的嵌布特征，设计磨矿细度-74μm的变量为55%、65%、75%、85%。试验结果以铜粗精矿品位和回收率为评价依据,试验结果图2。

1-铜回收率；2-铜品位图2 铜粗选磨矿细度试验结果

图2结果表明,当磨矿细度从-200目含量55%增加到65%时,铜回收率逐渐上升,以后,再增加磨矿细度-200目含量,回收率增加不明显,因此适宜的磨矿细度为-200目含量65%。

3.2 锌硫部分混合浮选～分离试验

3.2.1 药剂条件的制定

在锌硫粗扫选以石灰作为调整剂，其主要目的是调节矿浆pH值及抑制硫的上浮。锌捕收剂选用TDB-503，该药剂具有选择性好，对锌的捕收能力强等优点。随着石灰用量的增加，锌精矿产率呈下降趋势，回收率也呈下降趋势，而锌品位呈上升趋势。综合考虑，锌粗扫选石灰用量以500+300g/t为宜。

以硫酸铜为含铁闪锌矿的活化剂。硫酸铜用量过少锌损失在尾矿中，过多磁黄铁矿被剧烈活化，使后续锌硫分离困难，硫酸铜在粗扫选用量为200+100g/t比较合适。

3.2.2 二段磨矿细度试验

由于该矿石中含铁闪锌矿多嵌布于磁黄铁矿晶间或其边缘，最小粒径仅30μm，对锌浮选粗精矿需再磨才能单体解离，因此，本试验进行了再磨细度试验。保持药剂条件不变，以磨矿细度为变量，以锌硫分离效果及锌精矿的品位和回收率为判别依据，进行锌硫混合精矿再磨细度试验，试验结果见图3。

图3结果表明,随再磨细度-320目含量增加,锌精矿锌品位及回收率逐渐上升,当-320目含量达70%左右时,锌品位可达49.27%以上。再增加磨矿细度,其品位和回收率变化不明显,因此,再磨细度-320目含量为70%左右时较适宜。

3.3 闭路试验

在开路流程试验的基础上进行了全流程的闭路试验。试验流程见图4，试验结果见表4。

1-锌回收率；2-锌品位图3 再磨细度试验结果

表4 闭路试验结果/%

表4闭路试验结果表明,对于铜矿物采用一粗一扫二精试验流程可以获得含铜22.04%,回收率91.15%的铜精矿;对于锌矿物采用一粗一扫,粗精矿再磨再选,精选四段可以获得锌精矿含锌46.03%,回收率可达60.39%。同时,回收矿石中的硫,硫精矿含硫37.02%,回收率为81.19%。

4 结 论

1)四川某铜锌矿石为一多金属硫化矿，原矿含铜1.95%,锌0.95%,硫22.45%。矿石中铜、硫含量高，锌品位低，达到可综合回收元素除铜、锌、硫外,还有稀散元素镉、镓、铟也达到可综合回收的要求。

2)采用优先浮铜、锌硫部分混选—再磨—锌硫分离、浮铜锌尾矿再浮硫工艺流程和工艺条件，使铜、锌、硫得到了有效分离，获得了铜品位为22.04%，回收率为91.15%的铜精矿；锌品位为46.03%，回收率为60.39%的锌精矿；硫品位为37.02%，回收率为81.19%的硫精矿。

3)该矿石浮选工艺中，锌硫关系密切，且锌矿物嵌布粒度细，采用部分混合浮选-再磨工艺，锌硫粗精矿再磨一者可以使锌硫矿物充分解离，二者将石灰添加在磨机中再磨增加其抑制硫化物的效果，同时起到了脱药的作用，有利于锌精矿品位的提高和锌硫的分离。因部分黄铁矿和磁黄矿可浮性较好，加大石灰用量仍不能很好抑制，选择部分混选使其与锌矿物一起上浮，在锌硫分离回路中直接产出一个硫产品，可以避免在浮锌时受强抑制和浮硫时强活化的现象，有利于工艺流程和药剂制度的简化。

图4 浮选闭路试验流程图

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Study on mineral processing of a high-sulfur copper-zinc polymetalic ore in Sichuan

ZHANG Yu-hua1,WANG Heng-feng2,ZHAO Hua-lun2,QIU Yun-wu2，WANG Yan2

(1.Zhejiang Lanxi Dongsheng Explosion Engineering Co.Ltd.，Lanxi 321100，China; 2.Sichuan Institute of Metallurgical Geology and Exploration,Chengdu 610051,China)

It is difficult for a polymetalic sulfide ore with high Sulphur，high-copper and low-zinc in Sichuan to be separated.The disseminated grain size of valuable minerals is fine,heterogeneous and complex.The low recovery of Znic in benefication plants using conventional flotaion methods in mining area lead to the waste of ore.It could receive copper and sulphur only and stopped production of the zinc for the grade of zinc was low and could not gain ideal beneficiation index thtuogh experiment and industrial production practice.The mineral compositions and flotation separation of copper-znic polymetalic sulfide was investigated.The result reveals that a differential flotation is feasible.The flowsheet is：a selective floatation of copper～ zinc-easy floating pyrites bulk floatation～regrinding of the rough zinc-sulphur concentrate～zinc-sulphur separation-extracting sulfur from tailings.Finally，copper，zinc and sulphur minerals were efficiently separated.The concentrates of copper (grade 22.04%,recovery 91.15%)，zinc(grade 46.03%,recovery 60.39%)，and sulphur (grade 37.02%,recovery 81.19%) were also obtained respectively.

hing-sulphur;bulk flotation;regrinding; sepatation

2014-04-23

张玉华(1972—)，女，浙江兰溪人，工程师。E-mail：453046488@qq.com。

TD951

A

1004-4051(2015)05-0121-04