四川某高硫銅鋅多金屬礦石選礦試驗研究

張玉華,王恒峰,趙華倫,邱允武，王 艷

(1.浙江蘭溪東升爆破工程有限公司，浙江 蘭溪 321100; 2.四川冶金地質勘查院,四川 成都 610051)

四川某高硫銅鋅多金屬礦石選礦試驗研究

張玉華1,王恒峰2,趙華倫2,邱允武2，王 艷2

(1.浙江蘭溪東升爆破工程有限公司，浙江 蘭溪 321100; 2.四川冶金地質勘查院,四川 成都 610051)

四川某高硫銅鋅多金屬礦石，硫高、銅高、鋅低，有用礦物嵌布粒度細且不均勻，嵌布關系十分復雜,為易浮難分離的復雜多金屬礦石。礦山附近選廠采用常規浮選法僅回收了礦石中的銅和硫，而鋅因品位低，試驗和生產技術指標差而終止了回收，造成資源的浪費。本研究對該礦石進行了詳細的物質組成研究及浮選分離試驗研究，最終確定采用優先浮銅，鋅與易浮硫鐵礦混合浮選，粗精礦再磨，鋅硫分離，尾礦再浮硫的工藝流程，使銅、鋅、硫得到了有效分離，獲得了銅品位為22.04%，回收率為91.15%的銅精礦； 鋅品位為46.03%，回收率為60.39%的鋅精礦；硫品位為37.02%，回收率為81.19%的硫精礦。

高硫；混和浮選；再磨；分離

四川某高硫銅鋅多金屬礦石含銅1.95%，含鋅0.95%，含硫22.45%，其礦石特性表現為高硫，高銅、低鋅，即兩高一低礦石，礦物共生關系復雜，為易浮難分離的復雜多金屬礦石。因含硫過高，鋅礦物嵌布粒度較細，鋅與硫分離困難等，鋅精礦品位難以提高。該礦區附近選廠對鋅的回收一直不令人滿意，生產上僅獲得鋅品位25%左右的鋅精礦，因此，選礦廠放棄回收鋅，僅回收礦石中的銅和硫，造成礦產資源浪費。為了有效利用礦產資源,綜合回收礦石中的有價元素，受礦山公司委托,進行回收鋅的試驗研究,并對選銅工藝進行優化,以提高銅的品位和回收率。

本研究采用在低堿度礦漿介質中優先浮銅，鋅礦物與部分易浮硫鐵礦混合浮選—鋅硫粗精礦再磨—鋅硫分離—浮銅鋅尾礦中再浮硫的選礦工藝流程，使銅、鋅、硫得到了有效分離，并取得了滿意的試驗指標。

1 礦石性質

該礦石的結構多呈它形細粒狀結構、鱗片粒狀變晶結構，礦石構造主要為致密塊狀構造、中等浸染狀—斑雜狀構造、片狀構造。礦石中礦物種類較多，有用礦物主要為磁黃鐵礦、黃銅礦、含鐵閃鋅礦、黃鐵礦等。脈石礦物主要為石英、長石和細粒云母等組成。

1.1 原礦多元素分析

原礦多元素化學分析結果見表1。

1.2 銅鋅物相分析

原礦銅物相分析結果見表2。

原礦鋅物相分析結果見表3。

表1 原礦多元素化學分析結果/%

注：*單位為10-6。

表2 銅物相分析結果/%

表3 鋅物相分析結果/%

1.3 主要礦物嵌布特征

黃銅礦：淺黃色，呈它形嵌在脈石礦物間或磁黃鐵礦晶間與裂隙中，或呈結狀嵌在磁黃鐵礦晶粒集合體邊緣，也往往與閃鋅礦連生成共邊結構，有的對磁黃鐵礦有交代現象。黃銅礦工藝粒徑最小50μm，最大350μm。

含鐵閃鋅礦:多呈不規則狀或渾圓狀鑲嵌在黃銅礦和磁黃鐵礦邊緣或其中的晶間，最小粒徑30μm，最大200μm，在黃銅礦中的閃鋅礦多為30～50 μm，在閃鋅礦中見有纖閃鋅礦或渾圓狀黃銅礦(粒徑10～20μm)嵌于其中。經電子探針分析,含鐵閃鋅礦中鐵含量介于7.66～8.29%之間。

磁黃鐵礦:玫瑰色或棕黃色，呈它形或不規則晶粒集合體嵌布在脈石中，在集合體邊緣連生有黃銅礦和閃鋅礦。

2 試驗方案確定

原礦中銅、鋅主要以硫化礦的形式存在，一般采用浮選法選別。礦石中有用礦物物可浮性差異較大，銅礦物可浮性較好，含鐵閃鋅礦與磁黃鐵礦可浮性較差，因此試驗決定先浮銅,浮銅后再進行鋅硫的浮選,對鋅硫的浮選可采用先鋅后硫的優先浮選或鋅硫混和浮選(或部分混合浮選)-分離的流程。經過優先浮選和混合浮選方案的對比，發現在優先浮選中，鋅硫關系密切,部分黃鐵礦和磁黃鐵礦不易被抑制，會隨著鋅礦物一起上浮，對鋅硫礦物采用部分混合浮選試驗方案效果更好，讓易浮硫鐵礦進入鋅浮選循環，再磨再選，分出鋅精礦和部分硫精礦，選鋅尾礦再浮硫，獲取另一個硫精礦，會取得比較好的試驗效果，因此，試驗最終確定優先浮銅—鋅硫部分混選—再磨—鋅硫分離—尾礦浮硫的工藝流程為本次試驗的研究的主要技術方案。

3 試驗結果與討論

3.1 銅浮選試驗

3.1.1 藥劑條件的制定

該礦石中銅礦物主要為黃銅礦,具有較好的可浮性,其捕收劑和起泡劑選用生產上正在使用的207黃藥和406捕收劑。用石灰調節礦漿pH=8～9之間,對鋅抑制劑進行了硫酸鋅、硫酸鋅+亞硫酸鈉、硫酸鋅+硫代硫酸鈉的對比試驗,試驗結果表明,該含鐵閃鋅礦較容易抑制,添加與不添加抑制劑,進入銅精礦中的鋅含量變化不大,因此,在選銅過程中無需添加鋅的抑制劑。T-2000是用于生產中的一種調整劑，它與石灰配合使用，可有效地抑制硫鐵礦，且利于銅品位的提高。試驗結果見圖1。結果表明,在選銅作業加入T-2000時，銅粗精礦中銅的品位明顯高于不加入T-2000時銅精礦的品位，并且隨T-2000用量的增加,銅精礦產率隨之下降,而銅品位逐漸增加，鋅品位呈下降趨勢，鋅在銅精礦中的損失率下降，當T-2000用量為200g/t時，即可獲得較好的試驗指標。

1-銅回收率；2-銅品位；3-鋅回收率；4-鋅品位圖1 T2000用量試驗結果

3.1.2 磨礦細度試驗

磨礦細度是浮選分離重要的工藝條件，合理的細度既要保證目的礦物充分解離，又要避免過粉碎；根據原礦有用礦物的嵌布特征，設計磨礦細度-74μm的變量為55%、65%、75%、85%。試驗結果以銅粗精礦品位和回收率為評價依據,試驗結果圖2。

1-銅回收率；2-銅品位圖2 銅粗選磨礦細度試驗結果

圖2結果表明,當磨礦細度從-200目含量55%增加到65%時,銅回收率逐漸上升,以后,再增加磨礦細度-200目含量,回收率增加不明顯,因此適宜的磨礦細度為-200目含量65%。

3.2 鋅硫部分混合浮選～分離試驗

3.2.1 藥劑條件的制定

在鋅硫粗掃選以石灰作為調整劑，其主要目的是調節礦漿pH值及抑制硫的上浮。鋅捕收劑選用TDB-503，該藥劑具有選擇性好，對鋅的捕收能力強等優點。隨著石灰用量的增加，鋅精礦產率呈下降趨勢，回收率也呈下降趨勢，而鋅品位呈上升趨勢。綜合考慮，鋅粗掃選石灰用量以500+300g/t為宜。

以硫酸銅為含鐵閃鋅礦的活化劑。硫酸銅用量過少鋅損失在尾礦中，過多磁黃鐵礦被劇烈活化，使后續鋅硫分離困難，硫酸銅在粗掃選用量為200+100g/t比較合適。

3.2.2 二段磨礦細度試驗

由于該礦石中含鐵閃鋅礦多嵌布于磁黃鐵礦晶間或其邊緣，最小粒徑僅30μm，對鋅浮選粗精礦需再磨才能單體解離，因此，本試驗進行了再磨細度試驗。保持藥劑條件不變，以磨礦細度為變量，以鋅硫分離效果及鋅精礦的品位和回收率為判別依據，進行鋅硫混合精礦再磨細度試驗，試驗結果見圖3。

圖3結果表明,隨再磨細度-320目含量增加,鋅精礦鋅品位及回收率逐漸上升,當-320目含量達70%左右時,鋅品位可達49.27%以上。再增加磨礦細度,其品位和回收率變化不明顯,因此,再磨細度-320目含量為70%左右時較適宜。

3.3 閉路試驗

在開路流程試驗的基礎上進行了全流程的閉路試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表4。

1-鋅回收率；2-鋅品位圖3 再磨細度試驗結果

表4 閉路試驗結果/%

表4閉路試驗結果表明,對于銅礦物采用一粗一掃二精試驗流程可以獲得含銅22.04%,回收率91.15%的銅精礦;對于鋅礦物采用一粗一掃,粗精礦再磨再選,精選四段可以獲得鋅精礦含鋅46.03%,回收率可達60.39%。同時,回收礦石中的硫,硫精礦含硫37.02%,回收率為81.19%。

4 結 論

1)四川某銅鋅礦石為一多金屬硫化礦，原礦含銅1.95%,鋅0.95%,硫22.45%。礦石中銅、硫含量高，鋅品位低，達到可綜合回收元素除銅、鋅、硫外,還有稀散元素鎘、鎵、銦也達到可綜合回收的要求。

2)采用優先浮銅、鋅硫部分混選—再磨—鋅硫分離、浮銅鋅尾礦再浮硫工藝流程和工藝條件，使銅、鋅、硫得到了有效分離，獲得了銅品位為22.04%，回收率為91.15%的銅精礦；鋅品位為46.03%，回收率為60.39%的鋅精礦；硫品位為37.02%，回收率為81.19%的硫精礦。

3)該礦石浮選工藝中，鋅硫關系密切，且鋅礦物嵌布粒度細，采用部分混合浮選-再磨工藝，鋅硫粗精礦再磨一者可以使鋅硫礦物充分解離，二者將石灰添加在磨機中再磨增加其抑制硫化物的效果，同時起到了脫藥的作用，有利于鋅精礦品位的提高和鋅硫的分離。因部分黃鐵礦和磁黃礦可浮性較好，加大石灰用量仍不能很好抑制，選擇部分混選使其與鋅礦物一起上浮，在鋅硫分離回路中直接產出一個硫產品，可以避免在浮鋅時受強抑制和浮硫時強活化的現象，有利于工藝流程和藥劑制度的簡化。

圖4 浮選閉路試驗流程圖

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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

張玉華(1972—)，女，浙江蘭溪人，工程師。E-mail：453046488@qq.com。

TD951

A

1004-4051(2015)05-0121-04