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銅鋅硫化礦浮選分離試驗研究

文檔作者：崔立鳳文檔來源：紫金礦業(yè)集團礦冶研究院		點擊數(shù)：	更新時間： 2021年09月06日
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第1期
2013年2月
礦產(chǎn)綜合利用
Multipurpose Utilization of M ineral Resources
No．1
Feb．2013
銅鋅硫化礦浮選分離試驗研究
崔立鳳
(紫金礦業(yè)集團礦冶研究院，福建上杭364200)
摘要：江西贛縣某銅鋅多金屬礦石以硫化礦物為主，根據(jù)礦石性質(zhì)進行了銅鋅綜合回收試驗研究。采用
部分銅快速浮選、銅粗精礦再磨精選、選銅尾礦浮選回收鋅的工藝流程處理該礦石，最終獲得含銅30．55％ ，
含鋅3．91％ 的銅精礦I，含銅26．1l％ ，含鋅4．99％ 的銅精礦Ⅱ，銅綜合回收率90．8％ ；含鋅45．20％ 、含銅
2．97％ ，鋅回收率81．57％的鋅精礦，從而達(dá)到銅鋅分離的目的。
關(guān)鍵詞：黃銅礦；閃鋅礦；快速浮選；銅鋅分離
doi：10．3969／j．issn．1000-6532．2013．01．006
中圖分類號：TD952 文獻(xiàn)標(biāo)識碼：A 文章編號：1000—6532(2013)01—0023—05
目前，隨著礦產(chǎn)資源的不斷開發(fā)，有色金屬行
業(yè)處理的礦石組分越來越復(fù)雜。其中有些新開發(fā)的
銅鋅硫化礦礦山，礦石中銅礦物與鋅礦物之間共生
關(guān)系比較緊密，銅礦物與鋅礦物粒度嵌布不均勻，這
樣就造成了銅鋅礦物之間單體解離困難，為礦產(chǎn)資
源綜合利用帶來難題，已經(jīng)成為多金屬選礦中復(fù)雜
的問題之一【J J。
銅鋅硫化礦分離技術(shù)主要有浮選法和選冶聯(lián)合
處理法。濕法處理工藝主要有氯化浸出工藝、堿性
浸出工藝、直接加壓酸浸工藝、生物浸出工藝等 J。
銅鋅硫化礦浮選分離的進展主要表現(xiàn)在銅鋅浮選分
離理論的研究、高效銅捕收劑、閃鋅礦強力抑制劑、
浮選分離工藝的改進等方面l引。本研究根據(jù)江西
贛縣難選銅鋅硫化礦的性質(zhì)，采用銅高效捕收劑LP
一01，粗磨后部分銅快速浮選工藝，將解離度較好的
部分銅礦物選出，得到高品位的銅精礦I；之后再浮
選連生體狀態(tài)的銅礦物，這部分銅精礦經(jīng)過再磨后
精選得到合格的銅精礦；最后選銅尾礦選鋅。試驗
研究工藝流程新穎，磨礦成本低，浮選藥劑用量少，
銅鋅回收率高。
1 礦石性質(zhì)
贛縣銅鋅多金屬礦石以硫化礦物為主，主要為
黃鐵礦、黃銅礦、閃鋅礦、黑鎢礦、方鉛礦等；脈石礦
物以石英為主，含有少量的絹云母、綠泥石、方解石
等。礦石中的銅礦物主要是黃銅礦，其賦存狀態(tài)較
為復(fù)雜，嵌布粒度粗細(xì)不均勻，部分銅礦物嵌布粒度
較粗，比較容易單體解離。大部分銅與鋅硫化礦物
和黃鐵礦結(jié)晶粒度細(xì)，接觸界限不規(guī)則，單體解離較
困難，由于銅鋅致密共生，因此銅鋅分離的難度較
大。礦石多元素分析結(jié)果見表1。
表1 原礦多元素分析結(jié)果／％
Table 1 Analysis results of the raw ore
Cu Zn Pb Fe S WO3 As A1203 K20 MnO CaO Mso
2．99 3．3O 0．009 8．36 9．47 0．05 0．O4 2．03 0．38 0．04 0．29 0．09
SiO2
73．03
2試驗流程選擇 薔
銅鋅多金屬硫化礦浮選分離的基本工藝有：優(yōu) 布特性，本研究主要進行了“部分銅快浮一銅粗精礦
收稿日期：2012—01—06；改回日期：2012—03—12
作者簡介：崔立鳳(1983-)，女，碩士，主要從事礦物加工技術(shù)研究。
· 24· 礦產(chǎn)綜合利用
再磨精選～浮鋅”和“部分優(yōu)先一銅鋅混合浮選再磨
分離工藝”兩種方案對比試驗，由探索試驗結(jié)果可
知，部分銅快浮一銅粗精礦再磨精選～選銅尾礦浮鋅
工藝較為適合本礦樣試驗設(shè)備為：錐形球磨機
XMQ．~240x90mm，粗掃選浮選機型號為XFD-3L，
精選浮選機型號為XFD一1L、0．5L、0．35L。
3 結(jié)果及討論
3．1 選銅試驗
3．1．1 磨礦細(xì)度試驗
磨礦細(xì)度是浮選分離重要的條件，合理的細(xì)度
既要保證目的礦物充分分離，又要避免過分碎。結(jié)
合礦石性質(zhì)和工藝流程設(shè)計，進行磨礦細(xì)度試驗，試
驗結(jié)果見圖1。圖1表明，銅粗選回收率隨著磨礦
細(xì)度提高有上升的趨勢，但上升幅度較小；粗磨銅精
礦品位下降；銅粗精礦里面鋅的含量也在增加。綜
合考慮磨礦細(xì)度一74um7O％為宜。
64 66 68 7O 72 74 76 78 8O
磨礦細(xì)度．0．074mm／％
圖1 磨礦細(xì)度對銅浮選的影響
Fig．1 The influence of grinding fineness on copper
flotation
3．1-2 捕收劑條件試驗
目前在生產(chǎn)上廣泛使用的選銅藥劑很多，在自
然pH礦漿體系中，主要考察捕收劑種類對銅的選
別效果，分別采用選銅特效捕收劑LP一01、丁銨黑
藥、BK一301和PC四種藥劑方案進行比較。捕收劑
Pc選擇性較好，但捕收效果差，對粗粒黃銅礦捕收
能力弱；丁胺黑藥和K一301捕收能力強，但選擇性
較差；LP一01的選別效果介于兩者之間，是銅礦物浮
選的良好捕收劑，為了提高銅的選別效果，確定捕收
劑的較佳用量，對捕收劑LP一01進行了用量試驗，
試驗結(jié)果見圖2。由圖2可知，隨著LP一01用量的
增加，銅的回收率增加，銅的品位先升后降。在用量
為28g／t時品位最高為9．95％ ，回收率為90．10％。
說明加大捕收劑的用量，一些可浮性較好的黃鐵礦
競相上浮，影響了銅精礦的品位，故LP-01用量以
28 g／t為宜。
圖2 LP一01用量對銅浮選的影響
Fig．2 The influence of the dosage of LP-0 1 on
copper flotation
3．1．3 鋅抑制劑種類試驗
在銅鋅硫化礦物的浮選分離中，常用的鋅抑制
劑主要有木質(zhì)鐵鉻酸鹽、亞硫酸、硫酸鋅、次氯酸、亞
硫酸鈉、硫代硫酸鈉和氰化鈉等?？紤]環(huán)境問題，主
要進行無氰抑制劑的研究與應(yīng)用。大量試驗研究表
明硫酸鋅和亞硫酸鈉組合藥劑能有效抑制閃鋅
礦 j。在捕收劑用量28 g／t條件下，進行了硫酸
鋅、亞硫酸鈉和硫酸鋅+亞硫酸鈉抑制劑種類試驗，
抑制劑直接添加至球磨機中，總用量均為1300 g／t。
試驗結(jié)果見表2，試驗結(jié)果表明，單獨使用硫酸鋅和
亞硫酸鈉抑制鋅時，銅精礦中鋅的品位比較高，銅的
回收率較低。而亞硫酸鈉單獨使用對鋅基本沒有抑
制效果，采用硫酸鋅和亞硫酸鈉時，銅精礦里面的銅
品位和回收率都有顯著的提高，鋅在銅精礦里的含
量相對降低。
表2 鋅抑制劑種類對銅浮選的影響／％
Table 2 The infl uence of types of collectors on
copper flotation
銅精礦
硫酸鋅1300 尾礦
原礦
銅精礦
亞硫酸鈉1300 尾礦
原礦
硫酸鋅+ 銅精礦
亞硫酸鈉 尾礦
650+650 原礦
22．13 1O．96 12．16
77．87 0．60 1．o9
100．00 2．89 3．54
24．03 10．47 13．25
75．97 0．91 O．30
l()0．00 3．21 3．41
21．1O 12．85 10．25
78．90 0．35 1．48
10o．0o 2．99 3．33
83．93 76．02
16．07 23．98
100．o0 l00．{=J0
78．39 93．37
21．61 6．63
10o．00 loo．o0
90．68 64．87
9．32 35．13
l00．0o l00．0o
3．1．4 鋅抑制劑用量配比試驗
第1期 崔立鳳：銅鋅硫化礦浮選分離試驗研究 。25·
確定每一組合抑制劑的總用量為1300g／t，進行
了硫酸鋅和亞硫酸鈉用量的不同配比試驗，試驗結(jié)
果見圖3，隨著硫酸鋅和亞硫酸鈉配比的增加，粗銅
精礦中銅的品位和回收率呈先增后減的趨勢，配比
在1：1時，銅的品位和回收率達(dá)較佳值。故確定硫
酸鋅和亞硫酸鈉用量選用1：1的配比。
圖3 硫酸鋅和亞硫酸不同配比對銅浮選的影響
Fig．3 The influence of different proportion of zinc
sulfate and sulfurous acid on copper flotation
3．1．5 銅粗選鋅抑制劑總用量試驗
為了更好地抑制鋅礦物，在硫酸鋅與亞硫酸鈉
使用比例為1：1的情況下，進行了抑制劑總量對抑
鋅浮銅影響的考查，試驗結(jié)果見圖4。隨著硫酸鋅
和亞硫酸鈉用量的增加，銅精礦品位逐步升高，含鋅
下降，銅回收率同時下降，當(dāng)總用量達(dá)1600 g／t時，
粗銅精礦中銅的回收率達(dá)到90．37％，品位為
14．19％ ，超過此用量后銅回收率下降較為明顯，說
明硫酸鋅和亞硫酸鈉在抑制鋅的同時也抑制了一些
銅鋅連生體，使得銅的回收率降低。
d
Ⅱ呂
褂
回
圖4 硫酸鋅和亞硫酸鈉總用量對銅浮選的影響
Fig．4 The influence of the total amount of zinc sulfate
and sodium sulfite on copper flotation
3．1．6 部分銅粗精礦再磨精選試驗
銅粗精礦不再磨直接精選，銅精礦品位雖然比
較高，但銅回收率嚴(yán)重不足。主要原因是銅粗精礦
中有一些包裹體和部分嵌布粒度較細(xì)的銅尚未單體
解離，這部分未單體解離的銅需要在再磨過程中解
理出來，才有利于銅的和回收。因此銅精礦再磨細(xì)
度主要根據(jù)銅精礦中銅的解離情況確定。銅粗精礦
(銅快速浮選一次精選尾礦+銅優(yōu)先浮選精礦)再磨
粒度試驗流程見圖5，試驗結(jié)果見表3。
原礦 藥劑瑁量單他：8／t
圖5 部分銅粗精礦再磨流程
Fig．5 The regrinding process of part of the rough
copper concentrate
表3 部分銅粗精礦再磨試驗結(jié)果表
Table 3 The regrinding test results of part of the rough
copper concentrate
· 26· 礦產(chǎn)綜合利用 2013正
再磨細(xì)度 銅中礦I 3．60 3．03 3．40
— 0．05ram 95％ 尾礦 78．38 0．29 7．14
原礦 100．O0 3．21 100．00
由表3可知，不再磨時銅粗精礦一0．05mm
31％ ，此時分離所獲銅粗精礦Ⅱ中銅品位13．63％ ，
銅回收率71．34％相對比較低，混合精礦再磨細(xì)度
從一0．05mm85％ ～95％ 變化時，分離銅精礦銅品位
大部分達(dá)到15％以上，銅粗精礦Ⅱ銅作業(yè)回收率由
76．14％ 提高至78．52％。綜合銅的品位和回收率
考慮，再磨細(xì)度的適宜細(xì)度取一0．05mm 92％。
3．2 選鋅試驗
根據(jù)鋅的原礦品位和可選性，礦漿在經(jīng)過兩次
銅粗選、兩次銅掃選后再進行選鋅作業(yè)。確定選鋅
為一次粗選、兩次掃選、三次精選。對選鋅的各種條
件進行了廣泛的探索。根據(jù)試驗確定CaO用量為
2500 g／t；CuSO4用量400 g／t；捕收劑丁基黃藥用量
為50g／t。
3．3 閉路試驗
圖6 全流程閉路試驗流程
Fig．6 The closed—circuit test flowsheet of the
fuH process
根據(jù)開路試驗結(jié)果，采用“部分銅快浮一銅精礦
再磨精選一選銅尾礦浮鋅的分離工藝”可有效地浮
選分離銅鋅礦物，獲得較好的銅精礦與鋅精礦。因
此在此條件試驗與開路試驗基礎(chǔ)上，進行全流程閉
路試驗，閉路試驗流程見圖6，試驗結(jié)果見表4。
表4 全流程閉路試驗結(jié)果
Table 4 The closed—circuit test results of the fu11
process
4 結(jié) 論
(1)原礦樣含銅2．99％、含鋅3．30％ 。礦石中
主要金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、閃鋅礦、鎢礦、方鉛
礦以及少量其他金屬礦物；非金屬礦物主要以石英
為主還含有少量的絹云母。由于礦石中銅礦物主要
是天然可浮性良好的黃銅礦，因此，該礦具有較好的
開發(fā)利用價值。
(2)對銅的浮選試驗結(jié)果表明，再磨粒度對該
銅鋅分離的影響由于部分銅礦物與鋅礦物關(guān)系密
切，粗磨條件下難以單體解離，因此有必要通過再磨
使金屬礦物進一步解離，為銅鋅分離創(chuàng)造條件。
(3)對該銅鋅多金屬硫化礦石進行的“部分銅
快浮一銅粗精礦再磨精選一浮鋅”的工藝流程試驗，
可獲得銅精礦I銅品位30．55％ ，回收率14．68％ ，
含鋅3．91％，鋅回收1．7％ ；銅精礦Ⅱ 銅品位
26．11％ 、回收率為76．12％ ，含鋅4．99％ ，鋅回收
13．2％ ；鋅精礦鋅品位45．20％ 、回收率81．57％，含
銅2．97％ ，銅回收率5．19％。綜合銅精礦的品位為
26．74％、回收率為90．80％ ，含鋅4．84％ ，鋅的回收
率為14．90％。
(4)根據(jù)銅鋅礦物嵌布特性，試驗研究中以選
擇性強的LP一01為銅鋅分離捕收劑，以硫酸鋅和亞
硫酸鈉合理配比作為閃鋅礦的抑制劑，采用銅精礦
I的尾礦和二次銅粗精礦混合進行再磨浮選工藝流
程，預(yù)先分離出部分高質(zhì)量銅精礦，成功解決了該礦
石的銅鋅分離問題。
(下轉(zhuǎn)39頁)
第1期 曾茂青等：高鉛礬的氧化鉛礦選礦工藝研究 ·39·
The Technical Study on M ineral Processing for Lead
Oxide Ore Containing High PbSO4
ZENG Mao—qing，LE Zhi·guang
，SUN Yu．xiu
(The Ministry of Land and Resources Kunming Mineral Resources Sun，ei11ance Testing Centre
，
Kunming，Yunnan，China)
Abstract：In the ore samples the lead sulfide ore is galena
，the lead oxide ore is PbSO4 and the oxidati0n rate 0f lead
is 51·91％ ，which belongs to lead oxide ore containing high PbSO
4．PbSO4is the refract0ty 0re．111e key technique
for the improvement ofthe recovery oflead is how to achieve the effective recovcry ofthe refrac￡0ry 0re ofPbSO
．
The contrast test of the four flowsheet of gravity searation by tabling
，gravity separation by spiral chute，sin出e flota．
tion and flotation—gravtiy separation by tabling was carried out． At last，the flowsheet of gravity separation by tab1ing
was determined，by which the lead concentrate with the yield of 5． 26％ ，the lead grade of 42．50％ and the lead re．
covery of 64．43％ could be obtained and the loss rate of lead in the tailings was 35
． 57％ ．Th is provides teehno1ogY
and economy basis for the design and comprehensive utilization of the middle and low gr-ade 1ead oxide 0I_es which
stockpiled many years．
Key words：PbSO4；Lead oxide ore；Gravity separation by tabling：Comprehensive utilizati0n
(上接26頁)
(5)銅鋅分離時采用硫酸鋅與亞硫酸鈉組合抑
制劑能取得較好的分離效果，而且宜將抑制劑添加
于磨機中。
參考文獻(xiàn)
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研究[J]．金屬礦山，2004(10)：36—38．
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研究[J]．有色金屬(選礦部分)，2008(1)：1—3．
Experimental Research on the Flotation Separation of
a Cu-Zn Sulphide Ore
CUI Li—feng
(Zijin Minning Group Co．，Ltd．，Shanghang，F(xiàn)ujian，China)
Abstract：The process research on the recoVcry of copper and zinc of a sulphide ore in Ganzhou Jiangxi province
was briefly introduced·When the flowsheet。f speed flotati。n fo part of copper
． regrinding and cleaning for rough
copper concentrate and recovering zinc from copper tailings by flotation was adopted for the ore
． Finally，the copper
concentrate I containing copper30．55％and zinc3．91％and the copper concentrate II containing copper26． 1 1％
and zinc4．99％ were obtained．The comprehensive recovery of copper reached 90． 8‘％ ．The zinc concentrate contai．
ning zinc45．20％ and copper2．97％ was obtained with the the recovery of zinc as 8 1． 57％ ．Therefore．the aim of the
separation of copper and zinc was reached．
Key wOrds：Chalc0py te；Sphalerite；Speed flotation；Copper—zinc separation

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03-11