国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究_邹勤.pdf

收稿日期2020-01-06 基金项目国家自然科学基金项目 （编号 51804238） 。 作者简介邹勤 （1987） ， 男， 工程师。通信作者刘诚 （1986） ， 男， 讲师， 博士 （后） 。 国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究 邹勤 1 龙冰 1 雷小明 1 杨长安 1 刘诚 21 （1. 湖南柿竹园有色金属有限责任公司， 湖南 郴州 423037； 2. 武汉理工大学资源与环境工程学院， 湖北 武汉 430070） 摘要国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型， 为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性， 进行了 选矿试验。研究表明， 矿石中铜品位为0.38， 锌品位为1.26， 针对矿样组成特性， 确定了优先浮选铜， 选铜后的 尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占 74.60 的条件下， 选用石灰为矿浆 pH 调整剂， 硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂， Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物； 对选铜尾矿继续采用石灰调节矿 浆pH值， 硫酸铜活化被抑制的锌矿物， 丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案， 经 “2粗2精” 选铜、“1粗3 精2扫” 选锌的闭路试验， 最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55、 85.19和锌精矿锌品位和回收率分别为 44.83、 74.36， 有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收， 为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。 关键词硫化铜矿物硫化锌矿物优先浮选综合回收 中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250 （2020） -09-111-07 DOI10.19614/ki.jsks.202009015 Experimental Study on Flotation of a Low-grade Copper-zinc Sulphide Ore in Abroad ZOU Qin1LONG Bing1LEI Xiaoming1YANG Changan1LIU Cheng22 （1. Hunan Shizhuyuan Nonferrous Metals Co.， Ltd.， Chenzhou 423037， China； 2. School of Resources and Environmental Engineering， Wuhan University of Technology， Wuhan 430070， China） AbstractA low grade overseas copper-zinc sulfide ores belong to skarn type. In order to determine the feasibility of the development and utilization of valuable metals in the ore，the dressing experiment was carried out. The reasearch showed that the copper and zinc grade in the ore is 0.38 and 1.26，respectively. According to the composition properties of the ore sample，the process was established to select the copper minerals first，and then the zinc minerals. In the condition of grinding fineness of -0.074 mm accounting for 74.60，copper sulfide precedence flotation was conducted using lime as the pulp pH regulators，zinc sulfate and sodium sulfite as mixed depressant and Z-200 as collector. Then，zinc minerals were floated from the copper flotation tailings using lime as pH adjustor，copper sulfate as activator and butyl xanthate as collec- tor. By the closed-circuit flotation test of “two roughing and two cleaning“ for copper， “one roughing，three cleaning and two scavenging”for zinc，the Cu grade and recovery rate was 22.55 and 85.19，respectively in copper concentrate，and Zn grade and recovery rate was 44.83 and 74.36，respectively in zinc concentrate，which achieved the separation and recov- ery of copper and zinc sulphide minerals effectively and provided a reference for the development and utilization of overseas sulphide ore. Keywordscopper sulfide， zinc sulfide， preferential flotation， comprehensive recovery 总第 531 期 2020 年第 9 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 531 September2020 铜和锌是我国战略安全与国民经济发展不可或 缺的重要原料 ［1-2］。随着国民经济的持续发展， 铜锌 矿资源的消耗增长迅速。铜锌硫化矿资源的不断开 采， 导致铜锌资源紧缺， 矿石资源 “贫、 杂、 细” 问题突 出， 开发利用难度大、 成本高。因此， 实施矿业 “走出 去开发” 战略日益重要， 这也是保证我国铜、 锌行业 可持续发展的有效途径 ［3-5］。 浮选是国内外富集硫化矿中铜锌最常用的方法 之一， 由于矿石性质多变， 实现铜锌硫化矿高效分离 仍是一大难题 ［6］。铜锌硫化矿分离困难的原因主要 有 ①铜锌矿物嵌布粒度较细， 铜矿物以细粒浸染状 分布在硫化锌矿物中， 导致铜锌矿物单体解离困难； 111 金属矿山2020年第9期总第531期 ②磨矿过程中矿物溶解， 矿浆中产生难免铜离子吸 附在闪锌矿表面， 活化其浮选行为， 导致二者可浮性 相近 ［7］； ③铜锌硫化矿物晶格缺陷， 易发生氧化、 变 质， 导致矿物表面性质多变， 即使是同一种矿物， 可 浮性也可能表现出较大的差异 ［8-9］。 根据矿石性质， 制定合理的选矿流程， 并选取适 宜的药剂制度是实现铜锌硫化矿分离的关键。铜锌 硫化矿浮选分离的方法主要有以下几种 ［1］ ①优先浮 选， 即优先选铜、 再选锌， 适用于铜锌硫化矿嵌布关 系不十分密切的矿石， 该工艺操作简单， 目前被大多 数选矿厂采用； ②混合浮选， 即对铜锌硫化矿混合浮 选回收后再进行分离， 该流程适用于矿物嵌布关系 密切， 且铜锌矿物以微细粒浸染状产出的矿石； ③等 可浮浮选， 即将硫化铜矿物和部分可浮性较好的硫 化锌矿物同时浮选起来， 再对混合精矿进行铜锌分 离， 同时对混浮尾矿可浮性较差的锌矿物进行浮选。 国外某铜锌硫化矿尚未进行选矿试验研究， 为 实现该矿区铜锌的高效回收， 本研究对该铜锌硫化 矿进行了矿石性质分析， 并在此基础上制定了试验 方案， 进行矿石可选性试验研究， 以期实现铜锌硫化 矿浮选分离， 为该地区铜锌硫化矿的开发利用提供 技术支撑。 1原矿性质 1. 1矿石中矿物组成及成分分析 该硫化矿矿床属于矽卡岩型， 矿石中矿物组成 复杂， 采用矿物自动分析仪 （MLA） 定量检测系统测 定试样矿物组成， 结果见表1。矿石化学多元素分析 及铜、 锌物相分析结果分别见表2、 表3、 表4。 注 Au、 Ag含量的单位为g/t。 由表 1 可知 矿石中主要金属硫化矿物有黄铜 矿、 闪锌矿和黄铁矿及少量的方铅矿、 磁黄铁矿和辉 钼矿； 脉石矿物主要为石英、 方解石、 透辉石及钙铝/ 铁榴石矿物， 其次为长石、 白云母、 透闪石、 绿泥石及 绿帘石等。 由表 2 可知 矿石铜品位为 0.38、 锌品位为 1.26， 是该矿石中可供回收的有价金属元素； 其他 有价金属元素如铅、 金、 银等含量较少， 不具备回收 价值。 由表 3、 表 4可知 铜主要以硫化铜矿物形式存 在， 分布率为 92.10； 锌主要以硫化锌矿物形式存 在， 分布率为89.68。 1. 2铜锌矿物嵌布关系及单体解离度测定结果 黄铜矿主要呈他形晶粒状结构， 与黄铁矿、 闪锌 矿关系密切， 常见其交代黄铁矿、 闪锌矿， 偶见部分 细粒者包含于闪锌矿中。闪锌矿主要呈他形晶粒状 结构， 除与黄铁矿、 磁黄铁矿接触嵌生外， 闪锌矿内 部普遍包裹有乳滴状的黄铜矿及细小颗粒状 （嵌布 粒度约在0.01～0.03 mm） 的黄铁矿。 矿物的单体解离关系到后续磨矿细度的确定， 本研究采用显微镜测定不同磨矿细度下铜、 锌的单 体解离度。硫化铜矿物和硫化锌矿物在0.074 mm以 上粒级的解离性较差， 在0.074 mm以下粒级解离性 较好， 当磨矿细度为-0.074 mm占74.60时， 黄铜矿 和闪锌矿解离度分别为93.22和92.78； 当磨矿细 度为-0.074 mm占81.20时， 黄铜矿和闪锌矿的解离 度分别为96.89和95.85。 2选矿试验 2. 1选矿流程的确定 矿石性质研究结果表明， 矿样中铜、 锌主要由硫 化铜矿物与硫化锌矿物组成， 属于低品位难选矿石。 针对矿石组成性质， 进行了优先浮选铜再选锌和铜 112 邹勤等 国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究2020年第9期 锌混合浮选再分离的探索试验。探索试验发现， 试 样经混合浮选、 铜锌分离后， 所得铜锌精矿互含严 重， 这可能是混合浮选过程中难免铜离子活化闪锌 矿导致后续分离困难。因此， 本研究采用优先浮选 硫化铜矿物， 2次粗选后的铜尾矿再浮选硫化锌矿物 的方案进行试验， 原则流程见图1、 图2。 2. 2选铜试验研究 2. 2. 1磨矿细度试验 磨矿细度关系到矿物单体解离， 由前文单体解 离测定结果可知， 浮选磨矿细度-0.074 mm占74.60 时黄铜矿和闪锌矿基本单体解离。为进一步确定浮 选最佳磨矿细度， 固定石灰用量1 000 g/t， 硫酸锌亚 硫酸钠用量为 （1 000500）g/t， Z-200用量30 g/t， 松 醇油用量15 g/t， 考察了不同磨矿细度对硫化铜粗精 矿指标的影响， 试验结果见图3。 由图3可知， 随着磨矿细度的增加， 铜、 锌指标均 呈先增加后降低的趋势。当磨矿细度-0.074 mm含 量为 74.60 时， 铜的品位和回收率均达到最优， 铜 粗选时应尽可能保证最大限度地回收铜， 且此时锌 指标维持在较低水平， 因此， 确定铜粗选磨矿细度 为-0.074 mm占74.60。 2. 2. 2石灰用量试验 石灰是硫化矿浮选过程中常用的pH调整剂， 其 用量大小影响黄铁矿的抑制和铜的回收 ［10-11］。固定 磨矿细度为-0.074 mm占74.60， 硫酸锌亚硫酸钠 用量为 （1 000500）g/t， Z-200用量30 g/t， 松醇油用 量15 g/t， 考察石灰用量对铜粗精矿选别指标的影响， 试验结果见图4。 由图4可知， 随着石灰用量的增加， 铜粗精矿中 铜品位先增加后趋于稳定， 铜回收率先增加后逐渐 降低， 锌品位和回收率则先降低后基本不变。当石 113 金属矿山2020年第9期总第531期 灰用量为1 400 g/t时， 铜粗精矿中铜锌矿物分离效果 较好， 因此， 确定铜粗选石灰用量为1 400 g/t。 2. 2. 3抑制剂用量试验 铜锌硫化矿分离诸多研究表明， 硫酸锌和亚硫 酸钠组合使用 （常见的组合比例为2 ∶1） 可以较好地 实现对硫化锌矿物的选择性抑制 ［7， 12］。固定磨矿细 度为-0.074 mm占74.60， 石灰用量1 400 g/t， Z-200 用量30 g/t， 松醇油用量15 g/t， 考察组合抑制剂总用 量 （组合比例为2 ∶ 1） 对铜粗精矿选别指标的影响， 试 验结果见图5。 由图5可知， 随着抑制剂总用量的增加， 铜粗精 矿中铜的回收率变化不大， 铜品位先增加后稳定， 铜 粗精矿中锌品位和回收率则逐渐降低后基本不变。 当组合抑制剂总用量大于1 500 g/t时， 铜的品位趋于 平稳， 铜粗精矿中锌的含量基本不再降低， 因此， 确 定抑制剂用量为硫酸锌亚硫酸钠 （1 000500） g/t。 2. 2. 4捕收剂用量试验 硫化矿捕收剂种类繁多， 如黄药类、 黑药类、 Z- 200等 ［13-15］， 其中Z-200对硫化铜矿物有较好的选择 性， 因此本试验选取Z-200为铜粗选的捕收剂。固定 磨矿细度为-0.074 mm占74.60， 石灰用量1 400 g/t， 硫酸锌亚硫酸钠用量为 （1 000500）g/t， Z-200用量 30 g/t， 松醇油用量15 g/t， 考察Z-200用量对铜粗精矿 选别指标的影响， 试验结果见图6。 由图6可知， 随着Z-200用量的增加， 铜粗精矿 中铜的回收率逐渐升高， 铜品位略有下降， 当Z-200 用量高于25 g/t时， 铜回收率趋于平稳， 整个研究范 围， 铜粗精矿中锌品位和回收率基本保持不变。综 合考虑， 确定捕收剂Z-200用量为25 g/t。 2. 3选锌试验研究 2. 3. 1石灰用量试验 选铜后的尾矿再经1次粗选后进行选锌试验， 选 锌过程中常需添加硫酸铜活化被抑制的锌矿物 ［16-18］， 同时为了防止硫酸铜活化浮选黄铁矿， 首先考察石 灰用量对锌粗精矿选别指标的影响， 固定硫酸铜用 量 500 g/t， 丁基黄药用量 30 g/t， 松醇油用量 15 g/t。 试验结果见图7。 由图7可知， 当石灰用量为500 g/t时， 锌粗精矿 114 ［1］ ［2］ ［3］ 中锌品位不到10， 说明黄铁矿易进入锌粗精矿产品 中， 随着石灰用量增加， 锌品位逐渐增加， 当石灰用 量达到1 500 g/t时， 锌品位为15.17， 锌作业回收率 为78.69， 继续增加石灰用量， 锌品位基本不变， 而 作业回收率呈下降趋势。综合考虑， 确定锌粗选石 灰用量为1 500 g/t。 2. 3. 2硫酸铜用量试验 锌粗选活化剂硫酸铜的用量关系到锌的回收指 标， 特别是当硫酸铜用量不足时， 锌在尾矿中的损失 将会增加。固定石灰用量 1 500 g/t， 丁基黄药用量 30 g/t， 松醇油用量15 g/t， 考察硫酸铜用量对锌粗精 矿选别指标的影响， 试验结果见图8。 由图8可知， 随着硫酸铜用量的增加， 锌粗精矿 中锌的作业回收率增加， 当硫酸铜用量大于400 g/t 时， 锌的作业回收率趋于平稳， 锌品位略有降低。综 合考虑， 确定锌粗选中硫酸铜用量为400 g/t。 2. 3. 3捕收剂用量试验 闪锌矿经硫酸铜活化后， 常采用丁基黄药捕收 剂进行浮选。固定石灰用量 1 500 g/t， 硫酸铜用量 400 g/t， 松醇油用量15 g/t， 考察丁基黄药用量对锌粗 选指标的影响， 试验结果见图9。 由图9可知， 随着丁基黄药用量增加， 锌粗精矿 中锌品位基本保持不变， 锌的作业回收率呈增加趋 势， 当丁基黄药用量超过40 g/t时， 锌的作业回收率 趋于平稳。综合考虑， 确定锌粗选中丁基黄药用量 为40 g/t。 2. 4全闭路试验 在条件试验所确定的最佳药剂制度下进行实验 室全闭路试验， 其中选铜经2次粗选、 2次精选得到铜 精矿， 选铜后尾矿进行选锌， 经1次粗选、 2次扫选、 3 次精选得到锌精矿， 闭路试验流程见图10， 试验结果 见表5。 由表5可知， 原矿采用优先浮选铜， 选铜后的尾 矿再选锌的试验方案， 最终可获得铜品位22.55、 铜 回收率85.19的铜精矿产品和锌品位44.83、 锌回 收率74.36的锌精矿产品， 实现了铜锌硫化矿的有 效分离。 3结论 （1） 国外某低品位铜锌硫化矿中含铜0.38， 含 锌1.26， 铜、 锌金属具有一定经济回收价值。矿石 中主要金属矿物为黄铜矿、 闪锌矿和黄铁矿及少量 的方铅矿， 黄铜矿、 闪锌矿交互包裹存在， 分离困难。 矿石中脉石矿物主要为石英、 方解石及少量的铝硅 酸盐矿物。 （2） 针对该试样中主要矿物组成及性质， 在磨矿 细度为-0.074 mm占73.60条件下， 采用石灰调浆， 硫酸锌和亚硫酸钠组合使用抑制锌矿物， Z-200为捕 收剂优先选浮选铜矿物， 选铜后的尾矿采用石灰调 浆， 硫酸铜为锌矿物活化剂， 丁基黄药为捕收剂进行 试验。闭路试验最终获得了铜品位22.55、 铜回收 率85.19的铜精矿产品及锌品位44.83， 锌回收率 74.36的锌精矿产品， 有效地实现了铜锌硫化矿的 分离。 参 考 文 献 焦芬 . 复杂铜锌硫化矿浮选分离的基础研究 ［D］ . 长沙中南 大学， 2013. 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