呂淑湛 徐花婷












摘要: 青海某低品位銅鋅硫多金屬礦石含硫高,黃鐵礦和磁黃鐵礦含量高,礦石結構和礦物組成復雜,有用礦物相互共生密切。針對礦石性質,進行了優先浮選銅—磁選脫硫—浮選鋅—浮選硫工藝條件研究。結果表明:在最佳條件下,閉路試驗獲得了銅精礦銅品位17.26 %、銅回收率88.06 %,鋅精礦鋅品位44.08 %、鋅回收率88.31 %,硫精礦硫品位35.03 %、硫回收率81.39 %的較好指標。
關鍵詞: 多金屬礦;低品位;優先浮選;磁選;綜合回收
中圖分類號:TD952文獻標志碼:A 開放科學(資源服務)標識碼(OSID):
文章編號:1001-1277(2020)11-0062-05 doi:10.11792/hj20201112
礦產資源是經濟社會發展的重要物質基礎,開發利用礦產資源是現代化建設的必然要求。總體來講,中國礦產資源儲量大,但貧礦多、富礦少,共伴生礦床多、單一礦床少[1-4]。青海某低品位銅鋅硫多金屬礦石銅品位0.54 %、鋅品位5.47 %、硫品位20.95 %,礦石結構和礦物組成復雜,原優先選銅—再選鋅生產工藝僅回收礦石中的銅和鋅,且精礦產品回收率低、含硫高,銅精礦銅回收率70.15 %、鋅精礦鋅回收率75.22 %。為了綜合回收礦石中的有用元素,提高資源利用率,本文針對該礦石性質,開展了選礦試驗研究,有效地回收了礦石中的銅、鋅、硫,為生產中選別工藝流程優化改進提供了技術依據。
1 礦石性質
礦石中金屬礦物主要為黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦、黃銅礦等,脈石礦物主要為石英、碳酸鹽、透輝石、斜長石等。金屬硫化物以磁黃鐵礦和黃鐵礦為主,銅以黃銅礦為主, 鋅以閃鋅礦為主,閃鋅礦和黃銅礦相互共生密切。原礦化學多元素分析結果見表1,銅物相分析結果見表2,鋅物相分析結果見表3。
2 試驗結果與討論
目前 , 銅 、 鋅分選以浮選為主 , 分為優先浮選、混合浮選和等可浮浮選等類型。根據礦石性質和前期
探索試驗,本次研究采用優先浮選和磁選相結合的試驗流程進行銅、鋅、硫分離。由于原工藝流程精礦中硫含量較高,因此在試驗過程中添加石灰抑制含鐵的硫化物,并在鋅浮選前采用磁選工藝脫除含硫的磁黃鐵礦。
2.1 銅浮選條件試驗
2.1.1 磨礦細度
由于礦石中銅、鋅、硫緊密共生,而磨礦可使有用礦物充分解離[5],因此為了考察磨礦細度對浮選指標的影響,以石灰作為調整劑,硫酸鋅和亞硫酸鈉作為鋅抑制劑,Z-200作為捕收劑,對礦石進行了磨礦細度試驗。試驗流程見圖1,試驗結果見圖2。
由圖2可知:隨著磨礦細度的增加,銅回收率逐漸增大,銅粗精礦銅品位逐漸降低。這是因為磨礦細度過粗,銅礦物未得到充分解離,部分銅難以上浮;磨礦細度過細,一方面由于機械夾雜等使銅粗精礦銅品位降低,另一方面加大了磨礦成本。綜合考慮選別指標和磨礦成本,選擇磨礦細度-0.074 mm 占80 %為宜。
2.1.2 石灰用量
礦漿pH是影響浮選效果的重要因素之一[6]。試驗過程中選擇價格低廉且對黃鐵礦有很好抑制效果的石灰作為pH調整劑,在磨礦細度-0.074 mm占80 %的條件下,考察了石灰用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見圖3。
由圖3可知:隨著石灰用量的增加,銅回收率逐漸增大;當石灰用量增加至1 500 g/t時,銅回收率略有增大。綜合考慮,確定石灰用量1 500 g/t為宜。
2.1.3 鋅抑制劑用量
硫酸鋅、亞硫酸鈉和硫化鈉是常用的鋅抑制劑[7-8],對其進行適當配比可增強藥劑對鋅的抑制能力。經試驗研究表明,當硫酸鋅和亞硫酸鈉質量比為1 ∶ 1時,該礦石的浮選效果最好。在此質量比和石灰用量1 500 g/t、磨礦細度-0.074 mm占80 %的條件下,考察鋅抑制劑用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見圖4。
由圖4可知:隨著鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量的增加,銅粗精礦銅品位和銅回收率均先升高后降低;當藥劑用量均為2 500 g/t時,銅粗精礦選別指標最佳。因此,確定鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量均為2 500 g/t。
2.1.4 捕收劑用量
在磨礦細度-0.074 mm占 80 %,石灰用量 1 500 g/t,鋅抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉用量均為2 500 g/t 的條件下,考察捕收劑Z-200用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖1,試驗結果見圖5。
由圖5可知:隨著捕收劑Z-200用量的增加,銅粗精礦銅品位先增加后降低,銅回收率逐漸增大;當Z-200用量增加至25 g/t時,銅回收率增大趨勢漸緩,銅粗精礦銅品位有所下降。綜合考慮,選擇捕收劑Z-200用量25 g/t為宜。
2.2 磁選脫硫條件試驗
由于礦石中一部分硫以磁黃鐵礦的形式存在,為了進一步提高鋅精礦品位,同時脫除鋅精礦中的硫,因此在鋅浮選前進行磁選脫硫。磁選脫硫磁場強度條件試驗流程見圖6,試驗結果見圖7、圖8。
由圖7、圖8可知:隨著磁場強度的增加,硫回收率呈增大趨勢;當磁場強度達到80 kA/m后,繼續提高磁場強度對硫回收率提高不明顯,且會導致鋅損失增大,故鋅浮選前磁選脫硫磁場強度選擇80 kA/m左右較為合理。
2.3 鋅浮選條件試驗
對磁選脫硫后的尾礦進行鋅浮選條件試驗,分別考察石灰用量、活化劑用量對選別指標的影響。
2.3.1 石灰用量
試驗采用石灰作為pH調整劑,硫酸銅作為活化劑。石灰用量試驗流程見圖9,試驗結果見圖10。
由圖10可知:隨著石灰用量的增加,鋅粗精礦鋅品位呈增大趨勢,鋅回收率先增大后略有降低;當石灰用量增加至3 000 g/t時,鋅粗精礦鋅品位增大趨勢漸緩,鋅回收率略有降低。綜合考慮,確定石灰用量3 000 g/t為宜。
2.3.2 活化劑用量
由于硫酸銅對鋅礦物和硫礦物都具有活化作用,因此控制硫酸銅用量對鋅、硫分離十分必要。在石灰用量3 000 g/t的條件下,考察活化劑硫酸銅用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖9,試驗結果見圖11、圖12。
由圖11、圖12可知:隨著硫酸銅用量的增加,鋅 粗精礦鋅品位逐漸升高 , 鋅回收率增大趨勢較緩 , 硫 品位和硫回收率也逐漸升高。綜合考慮,確定硫酸銅用量300 g/t為宜。
此外,考察了捕收劑丁基黃藥的用量,確定其適宜用量為40 g/t。
2.4 閉路試驗
根據原礦性質和條件試驗結果,按照中礦順序返回的原則進行優先浮選銅—磁選脫硫—浮選鋅—浮選硫閉路試驗。銅尾礦磁選得到的硫精礦1和最后浮選得到的硫精礦2合并為一個產品。試驗流程見圖13,試驗結果見表4。
由表4可知:閉路試驗可獲得銅精礦銅品位 17.26 %、銅回收率88.06 %,鋅精礦鋅品位44.08 %、鋅回收率88.31 %, 硫精礦硫品位35.03 %、硫回收率81.39 %的較好指標,礦石中的銅、鋅、硫元素均得到有效回收。銅精礦銅品位較低,后續應開展相關試驗研究,進一步提高銅品位。
3 結 論
1)青海某低品位銅鋅硫多金屬礦石中銅品位0.54 %、鋅品位5.47 %、硫品位20.95 %,金屬硫化物以磁黃鐵礦和黃鐵礦為主,銅以黃銅礦形式存在,鋅以閃鋅礦形式存在,有用礦物相互共生密切。
2)針對原工藝流程精礦中硫含量較高的問題,一方面在試驗過程中添加石灰抑制含鐵的硫化物,另一方面在鋅浮選前采用磁選工藝脫除含硫的磁黃鐵礦。
3)采用優先浮選銅—磁選脫硫—浮選鋅—浮選硫的工藝流程,可獲得銅品位17.26 %、銅回收率 88.06 %的銅精礦,鋅品位44.08 %、鋅回收率88.31 %的鋅精礦, 硫品位35.03 %、硫回收率81.39 %的硫精礦,為原選礦工藝流程優化改造提供技術支撐。
[參 考 文 獻]
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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