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提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究 ① 郭玉武 （湖南有色金属研究院， 湖南 长沙 ４１０１００） 摘 要 为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标，进行了选矿试验研究。 采用“铜锌优先浮选⁃铜粗精矿再磨⁃铜中矿部分集中返回”的 工艺流程，配合使用高效铜捕收剂 ＹＫ⁃０ 和强力锌组合抑制剂 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５，获得了 Ｃｕ 品位 ２８．６５％、回收率 ９３．４９％的铜精矿和 Ｚｎ 品位 ４８．８２％、回收率 ８４．６０％的锌精矿。 根据试验结果对现场流程进行改造，与改造前相比，铜精矿 Ｃｕ 品位提高 ６．５９ 个百分点，含 Ｚｎ 降低 ５．６４ 个百分点；锌精矿 Ｚｎ 回收率提高 １５．１９ 个百分点，经济效益显著。 关键词 铜锌矿； 硫化矿； 浮选； 工艺流程； 捕收剂； 抑制剂 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０４．０１４ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０４－００５３－０４ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｆｏｒ Ｉｍｐｒｏｖｉｎｇ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｉｎｄｅｘｅｓ ｏｆ Ｃｕ⁃Ｚｎ Ｓｕｌｆｉｄｅ Ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｊｉｌｉｎ ＧＵＯ Ｙｕ⁃ｗｕ （Ｈｕｎａｎ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１０１００， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｅｓｔｓ ｗｅｒｅ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ ｔｏ ｅｎｈａｎｃｅ ｔｈｅ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｉｎｄｅｘｅｓ ｏｆ Ｃｕ⁃Ｚｎ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｊｉｌｉｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ． Ｕｓｉｎｇ ＹＫ⁃０ ａｓ ｔｈｅ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ｆｏｒ ｃｏｐｐｅｒ ｍｉｎｅｒａｌｓ ａｎｄ ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ ａｓ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔｓ ｆｏｒ ｚｉｎｃ ｍｉｎｅｒａｌｓ， ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ２８．６５％ ａｎｄ ９３．４９％， ａｎｄ ａ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ４８．８２％ ｗｉｔｈ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ８４．６０％ ｗｅｒｅ ｐｒｏｄｕｃｅｄ ｗｉｔｈ ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ａ Ｃｕ⁃Ｚｎ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ａ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｒｏｕｇｈ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ， ａｎｄ ａ ｃｏｎｆｌｕｘ ａｎｄ ｒｅｔｕｒｎｉｎｇ ｏｆ ｐａｒｔｉａｌ ｃｏｐｐｅｒ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｍｉｄｄｌｉｎｇｓ． Ｏｎ⁃ｓｉｔｅ ｒｅｎｏｖａｔｉｏｎ ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｈａｓ ｌｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｆｉｎａｌ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｕｐ ｂｙ ６．５９ ｐｅｒｃｅｎｔａｇｅ ｐｏｉｎｔｓ ｉｎ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ５．６４ ｐｅｒｃｅｎｔａｇｅ ｐｏｉｎｔｓ ｆａｌｌｉｎｇ ｉｎ ｚｉｎｃ ｃｏｎｔｅｎｔ， ａｌｓｏ ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ Ｚｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｂｙ １５． １９ ｐｅｒｃｅｎｔａｇｅ ｐｏｉｎｔｓ， ｂｒｉｎｇｉｎｇ ｉｎ ｒｅｍａｒｋａｂｌｅ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ｂｅｎｅｆｉｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ Ｃｕ⁃Ｚｎ ｏｒｅ； ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ； ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ； ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ 铜锌硫化矿石是冶炼铜锌的重要原材料，因此对 其选别分离研究意义重大［１－２］。 目前浮选法是回收铜 锌硫化矿的主要工艺，包括铜锌优先浮选、铜锌混浮再 分离和铜锌等可浮等［３－４］。 铜锌矿物嵌布粒度细、共 生关系复杂、矿物间解离困难；锌矿物易被铜离子活 化，被活化的锌矿物可浮性与铜矿物相近而难以抑制， 是导致铜锌浮选分离困难的两大主要原因［５－７］。 合理 的选别工艺流程和高效锌矿物抑制剂对铜锌硫化矿浮 选分离至关重要［８－９］。 吉林某铜锌矿开采多年，矿石处理量 １ ５００ ｔ／ ｄ，生 产中铜精矿含锌较高，一般在 １０．５０％～１１．５０％左右甚 至更高，导致铜精矿产品价值低，同时锌在铜精矿中损 失率偏大，锌回收率较低，严重影响企业经济效益。 在 不改变现场“铜锌优先浮选”原则工艺流程的前提下， 针对该铜锌矿对原有工艺进行了合理优化和改造，并 进行了工业应用。 １ 矿石性质 原矿化学多元素分析结果见表 １，铜锌物相分析 结果见表 ２。 原矿中金属矿物主要为闪锌矿、黄铁矿 和黄铜矿，其次为磁黄铁矿、磁铁矿、黝铜矿及少量方 铅矿、毒砂等；脉石矿物主要为石英和钙铁榴子石，其 次为方解石、角闪石及少量绿泥石、云母等。 铜矿物主 要为黄铜矿，其次为黝铜矿、斑铜矿和铜蓝等。 黄铜矿 嵌布粒度粗细不均匀，但整体偏细，属中细粒级嵌布范 畴，主要呈不规则他形粒状集合体形式分布或嵌生于 脉石矿物中，部分与黄铁矿、闪锌矿毗邻连生，少量呈 乳浊状包裹于闪锌矿中，矿物解离相对困难。 锌矿物 ①收稿日期 ２０１６－０１－１６ 作者简介 郭玉武（１９８３－），男，山西人，硕士，工程师，主要从事矿物加工、湿法冶金及选矿设计等研究工作。 第 ３６ 卷第 ４ 期 ２０１６ 年 ０８ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №４ Ａｕｇｕｓｔ ２０１６ 主要为闪锌矿，其次为菱锌矿、异极矿和锌铁尖晶石 等。 闪锌矿嵌布粒度较粗，属中粒级嵌布范畴，主要呈 不规则他形粒状集合体形式分布于脉石矿物中，部分 闪锌矿与黄铁矿和黄铜矿复杂连生。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＳＡｓＴＦｅＳｉＯ２ １．１５０．０６７２．５３４．６１０．２１１０．７０３５．０９ Ａｌ２Ｏ３ ＮａＯＣａＯＭｇＯ Ｋ２Ｏ Ａｕ１）Ａｇ１） ５．３７０．９９２２．１５２．８００．５９０．１０３．４０ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 原矿铜锌物相分析结果 元素相别含量／ ％分布率／ ％ 原生硫化铜０．８０６９．３２ 次生硫化铜０．３１２６．８６ 铜结合氧化铜０．０２５２．１７ 自由氧化铜０．０１９１．６５ 总铜１．１５１００．００ 硫化锌２．２７８９．６９ 氧化锌０．０６１２．４１ 锌硫酸锌０．０１００．３９ 锌铁尖晶石０．１９７．５１ 总锌２．５３１００．００ ２ 选矿试验研究 针对该矿矿石性质及现场生产情况，在粗选磨矿 细度－７４ μｍ 粒级占 ７０％条件下，重点对铜锌优先浮 选工艺进行了条件试验研究。 ２．１ 铜浮选试验 铜粗选试验原则工艺流程见图 １。 B3 A0g/t 2 min CaO 2 minAD0 2 min;0 1 min 2A * *233 800 63-74 μmC70 pH9 3 min 图 １ 铜粗选试验原则工艺流程 ２．１．１ 铜粗选 ＣａＯ 用量条件试验 铜浮选体系适当的矿浆 ｐＨ 值不仅能对硫铁矿起 到抑制作用，而且还能提高铜矿物的可浮性。 试验研 究表明，当铜粗选体系中添加 ＣａＯ ８００ ｇ／ ｔ 时，铜粗精 矿中铜品位和回收率均最高。 因此确定石灰适宜用量 为 ８００ ｇ／ ｔ，此时矿浆 ｐＨ 值约为 ９．０ 左右。 ２．１．２ 铜粗选锌抑制剂条件试验 锌矿物高效抑制剂对铜锌浮选分离至关重要，主 要分无机抑制剂和有机抑制剂两种，其中 ＺｎＳＯ４是现 场生产中应用最广泛的锌无机抑制剂。 在 ＣａＯ 用量 ８００ ｇ／ ｔ、铜捕收剂 ＹＫ⁃０ 用量 ３０ ｇ／ ｔ、２＃油用量 １０ ｇ／ ｔ 条 件下，考察了 ＺｎＳＯ４、ＺｎＳＯ４＋Ｎａ２ＳＯ３、ＺｎＳＯ４＋Ｎａ２ＣＯ３ 和 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 在铜浮选中对锌的抑制作用，结果见 图 ２。 其中 ＹＫ⁃５ 是湖南有色金属研究院研制的一种 合成小分子有机锌抑制剂，主要成分为巯基乙醇和羧 甲基纤维素混合物。 试验研究表明，ＹＫ⁃５ 在铜锌浮选 分离中不仅对锌矿物的选择性抑制效果明显，同时又 会对铜矿物起到一定活化作用。 由图 ２ 可知，与其它 抑制剂相比，在铜粗精矿铜品位和回收率相近的情况 下，采用 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 作锌抑制剂时铜粗精矿中锌含 量和损失率均最低，故确定采用 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 为锌组 合抑制剂。 AD0D3 25 20 15 10 5 0 100 80 60 40 20 0 1234 8  /;5  Cu8Cu/;5Zn8Zn/;5 图 ２ 抑制剂种类试验结果 １ ＺｎＳＯ４； ２ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３； ３ ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５； ４ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＣＯ３ 在 ＺｎＳＯ４∶ＹＫ⁃５＝４ ∶１条件下进行了锌组合抑制剂 用量试验，结果表明，随着 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 用量增加，铜 粗精矿中锌含量和损失率逐渐下降，当 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 用量达到 １ ０００ ｇ／ ｔ 后，继续增加 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 用量对 降低锌含量作用不明显，且铜回收率明显下降，故确定 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 用量 １ ０００ ｇ／ ｔ 较为适宜。 ２．１．３ 铜粗选捕收剂条件试验 在 ＣａＯ 用量 ８００ ｇ／ ｔ、锌组合抑制剂 ＺｎＳＯ４＋ＹＫ⁃５ 用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、２＃油用量 １０ ｇ／ ｔ 条件下，考察了丁黄 药、Ｚ⁃２００、ＹＫ⁃０ 和乙黄药等对铜矿物的捕收效果，结 果见图 ３。 其中 ＹＫ⁃０ 是湖南有色金属研究院研制的 一种捕收力强、选择性好的高效硫化铜矿物捕收剂， 主要成分为黄原酸甲酸酯类混合物。 由图 ３ 可知， 与其它捕收剂相比，采用 ＹＫ⁃０ 作捕收剂获得的铜粗 精矿铜品位和回收率均较高，故确定采用 ＹＫ⁃０ 为铜 ４５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 捕收剂。 ;0D3 20 16 12 8 4 0 100 90 80 70 60 50 ,/AZ-200YK-0A/A 8  /;5  Cu8 Cu/;5 图 ３ 捕收剂种类试验结果 铜捕收剂 ＹＫ⁃０ 用量试验结果表明，随着 ＹＫ⁃０ 用 量增加，铜粗精矿中铜品位下降，回收率上升，锌损失 率升高，当 ＹＫ⁃０ 用量达到 ３０ ｇ／ ｔ 后，继续增加其用量 时铜回收率升高不明显，且锌损失率大幅上升，故确定 ＹＫ⁃０ 用量 ３０ ｇ／ ｔ 较为适宜。 ２．１．４ 铜粗精矿再磨细度条件试验 矿物间单体解离是矿物浮选分离的必要前提。 对 铜粗精矿进行镜下检测后发现铜矿物单体解离度仅 ６５％左右，解离度偏低，连生体铜矿物主要与闪锌矿和 黄铁矿毗连或被包裹，因此需对铜粗精矿进行再磨。 铜粗精矿再磨细度条件试验流程见图 ４，结果见图 ５。 *23 A0g/t 2 min ZnSO4YK-5 21 22 D323 20050 2 min ZnSO4YK-510025 2 min 1 min 23 1 min B6 图 ４ 铜粗精矿再磨细度试验工艺流程 -45 μm40/4 42 34 26 18 10 2 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 70657580859590100 8 /;5           Cu8 Zn8 Cu/;5 Zn/;5 图 ５ 铜粗精矿再磨细度试验结果 由图 ５ 可知，随着铜粗精矿再磨细度提高，铜精矿 铜品位逐渐升高，回收率先上升后下降，锌含量和损失 率逐渐下降。 当再磨细度达到－４５ μｍ 粒级占 ８０％左 右后，继续提高再磨细度对提高铜精矿铜品位和降低 锌含量无明显作用，反而会因过磨而导致铜回收率下 降。 确定铜粗精矿再磨细度为－４５ μｍ 粒级占 ８０％。 ２．２ 锌浮选试验 因铜浮选作业中对锌进行了抑制，故锌浮选时需 采用 ＣｕＳＯ４对锌矿物进行活化。 在 ＣａＯ 用量８００ ｇ／ ｔ、 丁基黄药用量 ５０ ｇ／ ｔ、２＃油用量 １０ ｇ／ ｔ 条件下，重点考 察了 ＣｕＳＯ４用量对锌粗选的影响，结果见图 ６。 CuSO4A4g t-1 20 15 10 5 100 95 90 85 80 75 70 10050150200250300350 8 /;5       Zn8 Zn/;5 图 ６ 锌粗选 ＣｕＳＯ４用量试验结果 由图 ６ 可知，随着 ＣｕＳＯ４用量增加，锌粗精矿锌品 位下降、回收率升高，当 ＣｕＳＯ４用量大于 ２００ ｇ／ ｔ 后，继 续提高其用量不仅对锌回收率提高不明显，而且会导致 黄铁矿受到活化而大量上浮，锌粗精矿锌品位难以保 证，综合分析，确定 ＣｕＳＯ４用量 ２００ ｇ／ ｔ 相对适宜。 ２．３ 闭路试验 在条件试验基础上进行了闭路试验，并根据试验 指标对闭路试验流程结构和药剂制度进行了合理优 化，最终确定采用“铜锌优先浮选⁃铜粗精矿再磨⁃铜中 矿部分集中返回”工艺回收铜锌，试验流程见图 ７，结 果见表 ３。 闭路试验可获得铜品位 ２８．６５％、回收率 ９３．４９％ 的铜精矿和锌品位 ４８．８２％、回收率 ８４．６０％的锌精矿， 试验指标良好。 ３ 工业实践 在不改变现场“铜锌优先浮选”原则工艺流程的前 提下，根据试验确定的“铜锌优先浮选⁃铜粗精矿再磨⁃ 铜中矿部分集中返回”工艺流程和设计方案对原生产流 程实施了改造，重点包括适当降低磨矿细度、增加铜粗 精矿再磨作业、铜中矿由顺序返回改为部分集中返回 （铜中 １＋铜中 ２ 集中返回铜粗选）、采用高效铜捕收剂 和强力锌抑制剂等。 流程改造前后的生产指标见表 ４。 ５５第 ４ 期郭玉武 提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究 B3 A0g/t * 21 1 2 4 min 2 min 2 min 2 min 22 23 1 min 1 min 23 CaO ZnSO4 YK-5 YK-0 2A 800 800 200 25 10 2 min 2 min 1 min 2 min ZnSO4 YK-5 200 50 2 min ZnSO4 YK-5 100 25 2 min YK-052 min YK-052 min 63-74 μmC70 B6-45 μmC80 * 211 2 4 min 2 min2 min 2 min 3 22 23 1 min 1 min 23 CaO CuSO4 ,0/A 2A 800 200 50 10 2 min 2 min 2 min 1 min ,0/A 102 min CaO2002 min CaO1502 min ,0/A 52 min 图 ７ 闭路试验工艺流程 表 ３ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＺｎＣｕＺｎ 铜精矿３．６７２８．６５５．２３９３．４９７．６８ 锌精矿４．３４０．５２４８．８２２．０１８４．６０ 尾矿９１．９９０．０５５０．２１４．５０７．７２ 原矿１００．００１．１３２．５０１１００．００１００．００ 表 ４ 工艺改造前后生产指标对比结果 项目 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＺｎＣｕＺｎ 铜精矿５．０５２１．２３１０．６５９３．４６２１．４２ 改造前 锌精矿３．７４０．６９４７．１９２．２５７０．２３ 尾矿９１．２１０．０５４０．２３４．２９８．３５ 原矿１００．００１．１５２．５１１００．００１００．００ 铜精矿３．７２２７．８２５．０１９３．３８７．３４ 改造后 锌精矿４．４９０．５７４８．２７２．３１８５．４２ 尾矿９１．７９０．０５２０．２０４．３１７．２４ 原矿１００．００１．１１２．５４１００．００１００．００ 由表 ４ 可知，流程改造后生产中可获得铜品位 ２７􀆱 ８２％、回收率 ９３．３８％的铜精矿和锌品位 ４８．２７％、回 收率８５．４２％的锌精矿，生产指标理想。 与改造前相比， 流程改造后的选矿技术指标大幅提高，其中铜精矿 Ｃｕ 回收率基本不变，但铜品位提高 ６．５９ 个百分点，含锌 量降低 ５．６４ 个百分点；锌精矿锌品位略有升高，Ｚｎ 回 收率提高 １５．１９ 个百分点，年净增利润 ８７０ 余万元，经 济效益显著。 ４ 结 论 １） 吉林某铜锌硫化矿铜矿物嵌布粒度偏细，次生 铜含量较高，部分铜锌矿物间连生关系复杂，不利于铜 锌浮选回收。 ２） 针对该矿矿石性质，通过系统条件试验研究，确 定采用“铜锌优先浮选⁃铜粗精矿再磨⁃铜中矿部分集中 返回”工艺流程回收铜锌，试验室闭路试验获得铜品位 ２８．６５％、回收率 ９３．４９％的铜精矿和锌品位 ４８．８２％、回 收率 ８４．６０％的锌精矿。 ３） 根据试验研究结果对现场流程进行改造后，现 场生产获得铜品位 ２７．８２％、回收率 ９３．３８％的铜精矿 和锌品位 ４８．２７％、回收率 ８５．４２％的锌精矿，较原工艺 流程铜精矿铜品位提高 ６．５９ 个百分点，含锌量降低 ５．６４ 个百分点，锌精矿锌回收率提高 １５．１９ 个百分点， 生产指标理想，经济效益显著，具有一定推广意义。 参考文献 ［１］ 胡熙庚． 有色金属硫化矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９８７． ［２］ 卜勇杰，刘润清，孙 伟，等． 新型组合抑制剂在低品位铜铅硫化 矿浮选分离中的应用［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３，３３（５）５０－５２． ［３］ 汤小军，官长平，邓星星，等． 四川某高硫铜铅锌矿选矿工艺研究 与生产实践［Ｊ］． 有色金属（选矿部分）， ２０１３（６）１０－１３． ［４］ 苏建芳，黄红军，孙 伟． 某复杂铜锌硫化矿高效浮选分离新工艺 研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１２，３２（３）４０－４３． ［５］ 李 宁，覃文庆，焦 芬， 等． 铜锌硫化矿浮选分离试验研究［Ｊ］． 矿产保护与利用， ２０１２（４）３３－３６． ［６］ 曾桂忠，张才学，等． 组合抑制剂在铜锌浮选分离中的试验研究 ［Ｊ］． 有色金属（选矿部分）， ２０１３（２）７１－７３． ［７］ 曹登国，吴明海． 某低品位铜锌矿浮选分离试验研究［Ｊ］． 矿产保 护与利用， ２０１４（５）３０－３３． ［８］ 范 娜，李天恩，段 珠． 复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１１，３１（４）４８－５０． ［９］ 危 刚，齐向红，葛 敏． 某铜铅锌多金属硫化矿浮选工艺研究 ［Ｊ］． 有色金属（选矿部分）， ２０１４（２）２１－２５． ６５矿 冶 工 程第 ３６ 卷