青海某低品位铜锌硫多金属矿石选矿试验研究

吕淑湛 徐花婷

摘要： 青海某低品位铜锌硫多金属矿石含硫高，黄铁矿和磁黄铁矿含量高，矿石结构和矿物组成复杂，有用矿物相互共生密切。针对矿石性质，进行了优先浮选铜—磁选脱硫—浮选锌—浮选硫工艺条件研究。结果表明：在最佳条件下，闭路试验获得了铜精矿铜品位17.26 %、铜回收率88.06 %，锌精矿锌品位44.08 %、锌回收率88.31 %，硫精矿硫品位35.03 %、硫回收率81.39 %的较好指标。

关键词： 多金属矿;低品位;优先浮选;磁选;综合回收

中图分类号：TD952文献标志码：A 开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2020）11-0062-05 doi：10.11792/hj20201112

矿产资源是经济社会发展的重要物质基础，开发利用矿产资源是现代化建设的必然要求。总体来讲，中国矿产资源储量大，但贫矿多、富矿少，共伴生矿床多、单一矿床少[1-4]。青海某低品位铜锌硫多金属矿石铜品位0.54 %、锌品位5.47 %、硫品位20.95 %，矿石结构和矿物组成复杂，原优先选铜—再选锌生产工艺仅回收矿石中的铜和锌，且精矿产品回收率低、含硫高，铜精矿铜回收率70.15 %、锌精矿锌回收率75.22 %。为了综合回收矿石中的有用元素，提高资源利用率，本文针对该矿石性质，开展了选矿试验研究，有效地回收了矿石中的铜、锌、硫，为生产中选别工艺流程优化改进提供了技术依据。

1 矿石性质

矿石中金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等，脉石矿物主要为石英、碳酸盐、透辉石、斜长石等。金属硫化物以磁黄铁矿和黄铁矿为主，铜以黄铜矿为主， 锌以闪锌矿为主，闪锌矿和黄铜矿相互共生密切。原矿化学多元素分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，锌物相分析结果见表3。

2 试验结果与讨论

目前 ， 铜 、 锌分选以浮选为主 ， 分为优先浮选、混合浮选和等可浮浮选等类型。根据矿石性质和前期

探索试验，本次研究采用优先浮选和磁选相结合的试验流程进行铜、锌、硫分离。由于原工艺流程精矿中硫含量较高，因此在试验过程中添加石灰抑制含铁的硫化物，并在锌浮选前采用磁选工艺脱除含硫的磁黄铁矿。

2.1 铜浮选条件试验

2.1.1 磨矿细度

由于矿石中铜、锌、硫紧密共生，而磨矿可使有用矿物充分解离[5]，因此为了考察磨矿细度对浮选指标的影响，以石灰作为调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠作为锌抑制剂，Z-200作为捕收剂，对矿石进行了磨矿细度试验。试验流程见图1，试验结果见图2。

由图2可知：随着磨矿细度的增加，铜回收率逐渐增大，铜粗精矿铜品位逐渐降低。这是因为磨矿细度过粗，铜矿物未得到充分解离，部分铜难以上浮;磨矿细度过细，一方面由于机械夹杂等使铜粗精矿铜品位降低，另一方面加大了磨矿成本。综合考虑选别指标和磨矿成本，选择磨矿细度-0.074 mm 占80 %为宜。

2.1.2 石灰用量

矿浆pH是影响浮选效果的重要因素之一[6]。试验过程中选择价格低廉且对黄铁矿有很好抑制效果的石灰作为pH调整剂，在磨矿细度-0.074 mm占80 %的条件下，考察了石灰用量对浮选效果的影响。试验流程见图1，试验结果见图3。

由图3可知：随着石灰用量的增加，铜回收率逐渐增大;当石灰用量增加至1 500 g/t时，铜回收率略有增大。综合考虑，确定石灰用量1 500 g/t为宜。

2.1.3 锌抑制剂用量

硫酸锌、亚硫酸钠和硫化钠是常用的锌抑制剂[7-8]，对其进行适当配比可增强药剂对锌的抑制能力。经试验研究表明，当硫酸锌和亚硫酸钠质量比为1 ∶ 1时，该矿石的浮选效果最好。在此质量比和石灰用量1 500 g/t、磨矿细度-0.074 mm占80 %的条件下，考察锌抑制剂用量对浮选效果的影响。试验流程见图1，试验结果见图4。

由图4可知：随着锌抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠用量的增加，铜粗精矿铜品位和铜回收率均先升高后降低;当药剂用量均为2 500 g/t时，铜粗精矿选别指标最佳。因此，确定锌抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠用量均为2 500 g/t。

2.1.4 捕收剂用量

在磨矿细度-0.074 mm占 80 %，石灰用量 1 500 g/t，锌抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠用量均为2 500 g/t 的条件下，考察捕收劑Z-200用量对浮选效果的影响。试验流程见图1，试验结果见图5。

由图5可知：随着捕收剂Z-200用量的增加，铜粗精矿铜品位先增加后降低，铜回收率逐渐增大;当Z-200用量增加至25 g/t时，铜回收率增大趋势渐缓，铜粗精矿铜品位有所下降。综合考虑，选择捕收剂Z-200用量25 g/t为宜。

2.2 磁选脱硫条件试验

由于矿石中一部分硫以磁黄铁矿的形式存在，为了进一步提高锌精矿品位，同时脱除锌精矿中的硫，因此在锌浮选前进行磁选脱硫。磁选脱硫磁场强度条件试验流程见图6，试验结果见图7、图8。

由图7、图8可知：随着磁场强度的增加，硫回收率呈增大趋势;当磁场强度达到80 kA/m后，继续提高磁场强度对硫回收率提高不明显，且会导致锌损失增大，故锌浮选前磁选脱硫磁场强度选择80 kA/m左右较为合理。

2.3 锌浮选条件试验

对磁选脱硫后的尾矿进行锌浮选条件试验，分别考察石灰用量、活化剂用量对选别指标的影响。

2.3.1 石灰用量

试验采用石灰作为pH调整剂，硫酸铜作为活化剂。石灰用量试验流程见图9，试验结果见图10。

由图10可知：随着石灰用量的增加，锌粗精矿锌品位呈增大趋势，锌回收率先增大后略有降低;当石灰用量增加至3 000 g/t时，锌粗精矿锌品位增大趋势渐缓，锌回收率略有降低。综合考虑，确定石灰用量3 000 g/t为宜。

2.3.2 活化剂用量

由于硫酸铜对锌矿物和硫矿物都具有活化作用，因此控制硫酸铜用量对锌、硫分离十分必要。在石灰用量3 000 g/t的条件下，考察活化剂硫酸铜用量对浮选效果的影响。试验流程见图9，试验结果见图11、图12。

由图11、图12可知：随着硫酸铜用量的增加，锌 粗精矿锌品位逐渐升高 ， 锌回收率增大趋势较缓 ， 硫 品位和硫回收率也逐渐升高。综合考虑，确定硫酸铜用量300 g/t为宜。

此外，考察了捕收剂丁基黄药的用量，确定其适宜用量为40 g/t。

2.4 闭路试验

根据原矿性质和条件试验结果，按照中矿顺序返回的原则进行优先浮选铜—磁选脱硫—浮选锌—浮选硫闭路试验。铜尾矿磁选得到的硫精矿1和最后浮选得到的硫精矿2合并为一个产品。试验流程见图13，试验结果见表4。

由表4可知：闭路试验可获得铜精矿铜品位 17.26 %、铜回收率88.06 %，锌精矿锌品位44.08 %、锌回收率88.31 %， 硫精矿硫品位35.03 %、硫回收率81.39 %的较好指标，矿石中的铜、锌、硫元素均得到有效回收。铜精矿铜品位较低，后续应开展相关试验研究，进一步提高铜品位。

3 结 论

1）青海某低品位铜锌硫多金属矿石中铜品位0.54 %、锌品位5.47 %、硫品位20.95 %，金属硫化物以磁黄铁矿和黄铁矿为主，铜以黄铜矿形式存在，锌以闪锌矿形式存在，有用矿物相互共生密切。

2）针对原工艺流程精矿中硫含量较高的问题，一方面在试验过程中添加石灰抑制含铁的硫化物，另一方面在锌浮选前采用磁选工艺脱除含硫的磁黄铁矿。

3）采用优先浮选铜—磁选脱硫—浮选锌—浮选硫的工艺流程，可获得铜品位17.26 %、铜回收率 88.06 %的铜精矿，锌品位44.08 %、锌回收率88.31 %的锌精矿， 硫品位35.03 %、硫回收率81.39 %的硫精矿，为原选矿工艺流程优化改造提供技术支撑。

[参 考 文 献]

[1]《矿产资源综合利用手册》编辑委员会.矿产资源综合利用手册[M].北京：科学出版社，2000.

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[6]孙伟，张英，覃武林，等.被石灰抑制的黄铁矿的活化浮选机理[J]. 中南大学学报（自然科学版），2010，41（3）：813-818.

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Experimental study on mineral processing

of a low-grade copper-zinc-sulfur polymetallic ore from Qinghai

Lü Shuzhan1，Xu Huating2

（ 1.Comprehensive Analysis and Testing Co. ，Ltd.of Sino Shaanxi Nuclear Industry Group ;

2.Xi’an Kuangyuan Nonferrous Metallurgy Institute Co. ，Ltd. ）

Abstract： The low-grade copper-zinc-sulfur polymetallic ore from Qinghai has high sulfur and high pyrite and pyrrhotite content.The ore structure and mineral composition are complex，and the useful minerals are closely related to each other.Based on the ore property，the experiment adopted the technical process of preferential copper flotation-desulfuration magnetic separation-zinc flotation-sulfur flotation.The results show that under optimal conditions，copper concentrate with copper grade of 17.26 % and copper recovery of 88.06 %，zinc concentrate with zinc grade of 44.08 %and zinc recovery of 88.31 %，sulfur concentrate with sulfur grade of 35.03 %and sulfur recovery of 81.39 % are obtained.

Keywords： polymetallic ore;low-grade;preferential flotation;magnetic separation;comprehensive recovery