福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

收稿日期：2024-01-11； 修回日期：2024-02-19

基金项目：福建省科技计划项目（2017I1010）；厦门市留学人员科研项目（厦人社〔2022〕205号）

作者简介：周生海（1979—），男，工程师，从事选矿厂管理与实践工作；E-mail：shenghai.zhou@zijinmining.com

摘要：

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33 %、含铜1.29 %、含钼0.49 %，铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿，开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究，铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程，铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11 %、含金0.78 g/t、铜回收率65.9 %的铜精矿，含钼39.49 %、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0 %的钼精矿，以及含锌49.53 %、锌回收率99.0 %的锌精矿，有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量，同时得到了铜精矿和钼精矿产品，实现了锌、铜、钼的高效分离。

关键词：锌精矿；再磨脱药；混合浮选；铜钼分离；综合回收

中图分类号：TD952          文章编号：1001-1277（2024）06-0031-06

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20240607

引  言

铜、钼是中国战略性矿产资源［1］，随着新能源、光伏等领域的高速发展，铜、钼的市场需求持续增加，价格一度攀升至历史高点［2-3］。除铜、钼矿床外，硫化铅锌矿床伴生的铜、钼金属也是重要的矿产资源［4-5］，伴生铜、钼的回收应得到更多关注。福建某锌选矿厂生产的锌精矿锌品位大于45 %，但长期质量跟踪结果表明，锌精矿含铜约1.29 %，含钼约0.49 %。锌精矿中的铜、钼被用以抵消冶炼过程工艺能耗增加带来的生产成本［6］，并未对二者进行计价，给矿山企业造成一定的经济损失。

为回收锌精矿中伴生的铜、钼，开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究。实现了从锌精矿中回收铜、钼的目的，为选矿厂工艺改造提供了技术依据，对资源高效利用和提升矿山企业经济效益具有重要意义。

1  矿石性质

1.1  化学成分分析

试验样品为福建某锌选矿厂锌精矿，细度为-0.074 mm占比67.2 %。试样化学成分分析结果见表1。

由表1可知：锌精矿中含锌47.33 %，含铜、钼分别为1.29 %、0.49 %，是主要回收元素；金、铼品位较低，可附带回收。

1.2  物相分析

试样中铜、钼物相分析结果分别见表2、表3。

由表2、表3可知：试样中铜以原生硫化铜为主，分布率为72.09 %；钼以硫化钼为主，分布率达到99.18 %。

1.3  工艺矿物学分析

试样中主要矿物组成分析结果见表4，铜矿物（包括黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、硫砷铜矿）及辉钼矿的解离情况见表5。

由表4可知：试样中除闪锌矿（76.62 %）外，金属矿物以黄铁矿为主，相对含量为11.42 %;铜矿物和辉钼矿的相对含量分别为2.88 %和0.99 %;非金属矿物的相对含量较低。

由表5可知：试样中铜矿物和辉钼矿的单体解离度均不高，分布率分别为39.23 %和36.82 %。未完全解离矿物均主要与闪锌矿连生。

2  试验结果与讨论

在矿石性质分析和前期探索试验的基础上，确认采用铜钼混合浮选—铜钼分离流程开展试验研究。

2.1  铜钼混合浮选试验

含铜锌精矿由抑硫浮锌工艺流程选别产生，矿石表面吸附捕收剂，给铜锌分离带来不利影响。因此，采用磨矿辅以脱药剂深度脱药的方法开展试验研究［7］。铜钼混合浮选试验流程见图1。

2.1.1  磨矿细度试验

工艺矿物学分析结果表明，锌精矿中铜矿物和辉钼矿的单体解离度不高，需要提高磨矿细度以进一步解离。在以活性炭+硫化钠（1 000 g/t+1 000 g/t）作脱药剂、硫酸锌+亚硫酸钠（3 000 g/t+3 000 g/t）作抑制剂、Z-200（20 g/t）作捕收剂条件下，开展磨矿细度试验。试验流程见图1，试验结果见图2。

由图2可知：磨矿细度对铜回收效果影响较大。磨矿细度提高，粗精矿产率降低，铜回收率呈先增后降趋势，钼回收率下降较小，铜、钼品位均呈升高趋势。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占比78.8 %。

2.1.2  脱药剂用量试验

活性炭具有丰富的微孔结构和较大的比表面积，可有效吸附矿浆中残留药剂［8］。活性炭配合硫化钠使用脱药效果更佳，且硫化钠在适当用量下可以降低浮选体系中铜离子的影响［9-10］。在磨矿细度-0.074 mm占比78.8 %、硫酸锌+亚硫酸钠（3 000 g/t+3 000 g/t）作抑制剂、Z-200（20 g/t）作捕收剂条件下，开展脱药剂用量试验。试验流程见图1，试验结果见图3。

由图3可知：活性炭用量的增加对回收铜有一定的负面影响；随着硫化钠用量的增加，粗精矿铜回收率呈先增后降趋势。综合考虑，确定活性炭+硫化钠用量为1 000 g/t+2 000 g/t。

2.1.3  抑制剂用量试验

硫酸锌+亚硫酸钠是常用的锌组合抑制剂。在磨矿细度-0.074 mm占比78.8 %、活性炭+硫化钠（1 000 g/t+2 000 g/t）作脱药剂、Z-200（20 g/t）作捕收剂条件下，开展抑制剂用量试验。试验流程见图1，试验结果见图4。

由图4可知：随着抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量的增加，粗精矿产率逐渐降低，铜回收率和铜品位均呈先增后降趋势，钼品位逐渐升高。综合分析，硫酸锌+亚硫酸钠用量确定为4 000 g/t+4 000 g/t。

2.1.4  捕收剂种类及用量试验

在抑锌浮铜时，常采用捕收能力较弱、选择性较好的捕收剂，如短链黄药（乙基黄药、异丙基黄药等）、黑药类（丁铵黑药）、硫胺脂类（Z-200）、硫氮类等［11］。在磨矿细度-0.074 mm占比78.8 %、活性炭+硫化钠（1 000 g/t+2 000 g/t）作脱药剂、硫酸锌+亚硫酸钠（4 000 g/t+4 000 g/t）作抑制剂条件下，开展捕收剂种类及用量试验。试验流程见图1，试验结果见表6。

由表6可知：随着Z-200用量的增加，粗精矿产率逐渐增大，铜回收率先显著提升后降低；乙基黄药用量为50 g/t与Z-200用量为20 g/t和30 g/t时的铜回收率相当，但产率偏大，铜品位偏低；Z-200与煤油组合使用时，由于煤油的消泡作用，粗精矿产率有所降低，铜回收率也相应降低。综合考虑，选择Z-200作捕收剂，用量为20 g/t。

2.1.5  粗精矿再磨细度试验

为提升精矿品质，开展一粗两扫三精开路流程粗精矿再磨细度试验。试验流程见图5，试验结果见表7。

由表7可知：粗精矿再磨可显著提升精矿品质，降低锌损失。当再磨细度-0.038 mm占比达到95.8 %时，精矿中的钼品位低于中矿1，原因可能是磨矿细度太细，微细粒辉钼矿没有得到有效上浮。因此，粗精矿再磨细度确定为-0.038 mm占比90.2 %。

2.1.6  铜钼混合浮选闭路试验

在上述试验的基础上，开展铜钼混合浮选闭路试验。试验流程见图6，试验结果见表8。

由表8可知：采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程，铜钼混合浮选闭路试验可以获得含铜16.53 %、铜回收率68.9 %、含钼8.69 %、钼回收率97.3 %的铜钼混合粗精矿，锌精矿中铜、钼品位分别降低至0.43 %和0.014 %，锌品位提升至49.58 %。

2.2  铜钼分离试验

2.2.1  硫化钠用量试验

硫化钠（Na2S）是常用的黄铜矿抑制剂，Na2S水解生成的HS-会吸附于黄铜矿表面并形成亲水性薄膜，从而降低其可浮性［12］。以铜钼混合精矿为原料，考察硫化钠用量对铜钼分离的影响。试验流程见图7，试验结果见表9。

由表9可知：随着硫化钠用量的增加，钼粗精矿中铜品位显著降低后趋于平缓;且硫化钠用量大于20 kg/t会增大钼的损失。因此，硫化钠用量确定为20 kg/t。

2.2.2  闭路试验

在上述开路试验基础上，开展一粗一扫四精的铜钼分离闭路试验。试验流程见图8，试验结果见表10。

由表10可知：采用一粗一扫四精工艺流程，闭路试验可以获得含钼42.34 %、钼作业回收率95.7 %的钼精矿，以及含铜20.49 %、铜作业回收率99.7 %的铜精矿，实现铜、钼有效分离。

2.3  全流程闭路试验

在上述试验的基础上，开展全流程闭路试验。试验流程见图9，试验结果见表11。

由表11可知：采用一粗两扫三精—粗精矿再磨的铜钼混合浮选工艺，以及一粗一扫四精的铜钼分离工艺，最终可以得到含铜20.11 %、铜回收率65.9 %、含金0.78 g/t的铜精矿，含钼39.49 %、钼回收率93.0 %、含铼18.28 g/t的钼精矿，以及含锌49.53 %、锌回收率99.0 %的锌精矿。

试验不仅降低了锌精矿中铜、钼杂质含量，同时得到了铜精矿和钼精矿，实现了锌、铜、钼的有效分离。

3  结  论

1）福建某锌精矿含锌47.33 %，含铜和钼分别为1.29 %和0.49 %。在工艺矿物学的基础上，开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究，以提高锌精矿品质，同时回收铜、钼。

2）铜钼混合浮选试验结果表明，采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程，可以获得含铜16.53 %、铜回收率68.9 %、含钼8.69 %、钼回收率97.3 %的铜钼混合精矿，锌精矿中铜、钼品位分别降低至0.43 %和0.014 %，锌品位提升至49.58 %。

3）铜钼分离试验结果表明，采用一粗一扫四精工艺流程，可以获得含钼42.34 %、钼作业回收率95.7 %、含铜0.22 %、含锌2.11 %的钼精矿，以及含铜20.49 %、铜作业回收率99.7 %、含钼0.46 %、含锌10.36 %的铜精矿。

4）采用再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离工艺流程，全流程闭路试验最终可以得到含铜20.11 %、铜回收率65.9 %、含金0.78 g/t的铜精矿，含钼39.49 %、钼回收率93.0 %、含铼18.28 g/t的钼精矿，以及含锌49.53 %、锌回收率99.0 %的锌精矿，不仅有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量，同时得到了铜精矿和钼精矿，实现了锌、铜、钼的有效分离。

［参 考 文 献］

［1］  中华人民共和国自然资源部．全国矿产资源规划（２０１６-２０２０年）［Ｍ／ＯＬ］．（２０１６-１１-１５）［2023-12-20］．ｈｔｔｐｓ：∥ｗｗｗ．ｍｎｒ．ｇoｖ．ｃｎ／ｇｋ／ｇｈｊｈ／２０１８１１／ｔ２０１８１１０１＿２３２４９２７．html.

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Experimental study on copper-molybdenum comprehensive

recovery from a zinc concentrate in Fujian

Zhou Shenghai

（Zijin Mining Group Co.，Ltd.）

Abstract：The zinc concentrate of a zinc beneficiation plant in Fujian contains 47.33 % zinc，1.29 % copper，and 0.49 % molybdenum，with copper and molybdenum not effectively recovered.For this zinc concentrate，experimental research was conducted using a regrinding and agent removal-copper and molybdenum mixed flotation-copper and molybdenum separation process.The copper and molybdenum mixed flotation process employed a roughing stage，two scavenging stages，and three cleaning stages，followed by regrinding of the roughing concentrate，while the copper and molybdenum separation process included a roughing stage，a scavenging stage，and four cleaning stages.The closed-circuit test of the entire process yielded a copper concentrate containing 20.11 % copper and 0.78 g/t gold，with a  copper recovery rate of 65.9 %;a molybdenum concentrate containing 39.49 % molybdenum and 18.28 g/t rhenium，with a molybdenum  recovery rate of 93.0 %;and a zinc concentrate containing 49.53 % zinc，with a recovery rate of 99.0 %.This effectively reduced the impurities of copper and molybdenum in the zinc concentrate，while obtaining high-quality copper and molybdenum concentrates，achieving efficient separation of zinc，copper，and molybdenum.

Keywords：zinc concentrate;regrinding and agent removal;mixed flotation;copper and molybdenum separation;comprehensive recovery