目前多金属复杂铜锌硫化矿的分离仍是选矿领域中的一个难题。多年来国内外选矿工作者对铜锌分离进行了大量的研究工作,取得了一些新的研究成果,但对一些嵌布关系复杂、难选的铜锌硫化矿石,已有的成熟选矿工艺难以达到分离的目的。铜锌分离较为困难的主要原因是:(1)有用矿物互相致密共生,嵌布粒度细,需要细磨才能使矿物达到单体解离,但细磨会产生过粉碎,而使浮选过程恶化;(2)硫化矿物间可浮选交错重叠;(3)闪锌矿易被铜离子活化。金银矿物富集到铜精矿中加以回收。本次试验研究的矿样采自思茅大平掌铜矿,是结构较为复杂、难选的细脉浸染状矿石,其中金属矿物在矿石中大于83%,脉石矿物小于17%。矿石性质复杂,属较难分离的高硫铜锌银多金属硫化矿,试验的目的是为生产提供合理的选别工艺流程(包括药剂制度)和设计依据。
一、矿石性质
该矿属火山喷流细脉浸染状硫化物多金属矿床,矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、白铁矿,主要金属矿物的共生关系密切,部分呈细粒包裹状态存在。非金属矿物主要有石英、方解石、绢云母、重晶石等。伴生金银矿有银金矿、银黝铜矿、辉银矿、自然银,银金矿为主要载金矿物。原矿多元素分析结果为:Cu6.401%,Zn10.17%,Pb0.72%,S37.46%,Au0.76g/t,Ag57.48g/t,SiO29.79%,Al2O32.40%,Fe2O342.62%,MgO2.38%,CaO0.84%。原矿铜、锌物相分析结果列于表1。对此矿石,由于铜锌难以分离,所以生产中一直只能产出铜锌混合精矿,严重影响企业经济效益。
表1 原矿铜、锌物相分析结果
相别 | 氧化铜 | 次生铜 | 原生铜 | 总铜 | 氧化铜 | 硫化锌 | 总锌 |
质量分数/% | 0.080 | 0.327 | 5.994 | 6.401 | 0.20 | 9.97 | 10.17 |
分布率/% | 1.25 | 5.12 | 93.63 | 100.0 | 1.97 | 98.03 | 100.0 |
二、试验方案的确定及工艺条件试验
对于铜锌硫多金属硫化矿的浮选分离方案有优先浮选、混合浮选、部分混合浮选、等可浮浮选等方案。针对该矿样,用以上几种浮选方案进行探索性试验,根据探索试验结果及原矿性质分析,采用优先浮选流程较为适合本矿样。在优先浮选硫化铜锌矿石时,一般采用抑锌浮铜的浮选方法,该浮选法遇到的主要问题是闪锌矿易被铜离子活化而与铜矿物一起进入泡沫产品中,因此选择对闪锌矿具有选择性抑制作用的药剂,是进行选铜的关键。通过抑制剂对比试验,确定了硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠联合使用,对该矿石中的闪锌矿和黄铁矿抑制效果较好,因此在进行直接优先浮选试验时,采用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠抑制闪锌矿、黄铁矿优先选出铜精矿,选铜尾矿在高氧化钙的条件下,用硫酸铜做活化剂选锌。
试验工作在试验室中进行,试验设备为:棒磨机型号XMB-67型200×240;粗扫选浮选机型号XFD-3L;精选浮选机型号XFD-1.5L和1.0L。
(一)优先浮铜工艺条件试验流程
优先浮铜开路试验流程为两次粗选、一次扫选,浮选时间各为6min。
1、磨矿细度对优先浮铜指标的影响
磨矿细度是浮选分离重要的工艺条件,合理的细度既要保证目的矿物充分解离,又要避免过粉碎;根据原矿有用矿物的嵌布特征,设计磨矿细度-741μm的变量为85%、90%、95%、98%。试验结果以铜粗精矿品位和回收率及铜锌分离效果为评价依据。
图1 磨矿细度与回收率和精矿品位关系
试验结果表明,铜粗选回收率随着磨矿细度的提高有上升的趋势,精矿品位基本相近。因原矿铜矿物嵌布粒度细而不均,综合考虑磨矿细度-74μm占98%为宜。
2、石灰用量对优先浮铜指标的影响
本次试验采用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠联合抑制锌和硫,优先浮出铜精矿。由表2结果看出,当石灰用量为12.0kg/t、pH 11左右时,铜锌的回收率都较高。由于锌的回收率较高,未被抑制,所用抑制剂效果较差,针对锌的抑制,对不同组合的抑制剂进行探索试验,根据试验结果分析,石灰、硫化钠、硫酸锌、亚硫酸钠组合药剂对锌的抑制效果较好,结合选定的组合抑制剂进行了较为详细的试验研究。
表2 石灰用量试验结果
石灰用量/(kg·t-1) | 产品名称 | 铜品位/% | 锌品位/% | 铜回收率/% | 锌回收率/% |
0 (pH4~5) | 铜粗精矿 | 8.88 | 10.04 | 55.57 | 43.89 |
3.0 (pH7) | 铜粗精矿 | 8.28 | 10.23 | 58.19 | 49.00 |
8.0 (pH8~9) | 铜粗精矿 | 7.18 | 10.51 | 65.93 | 61.55 |
12.0 (pH11) | 铜粗精矿 | 9.62 | 15.08 | 89.47 | 93.25 |
3、硫化钠、硫酸锌、亚硫酸钠用量对优先浮铜指标的影响
由表3可知,硫化钠用量少时,锌没有得到抑制,用量大时铜锌都被抑制,适宜的用量为6.5kg/t,在生产中应及时调整硫化钠用量,硫化钠过多或过少都对浮选指标不利。
表3 硫化钠用量试验结果
硫化钠/(kg·t-1) | 产品名称 | 铜品位/% | 锌品位/% | 铜回收率/% | 锌回收率/% |
0 | 铜粗精矿 | 10.19 | 16.99 | 83.08 | 92.92 |
5.5 | 铜粗精矿 | 9.72 | 12.84 | 87.65 | 72.93 |
6.5 | 铜粗精矿 | 10.38 | 10.11 | 86.71 | 50.57 |
7.5 | 铜粗精矿 | 7.54 | 8.08 | 74.44 | 48.23 |
从表4结果分析,铜的回收率在硫酸锌用量为3.0kg/t时较高,此时的铜精矿含锌也相对较低。
表4 硫酸锌用量试验结果
硫酸锌/(kg·t-1) | 产品名称 | 铜品位/% | 锌品位/% | 铜回收率/% | 锌回收率/% |
1.5 | 铜粗精矿 | 9.61 | 16.42 | 81.47 | 88.66 |
2.5 | 铜粗精矿 | 8.96 | 9.64 | 85.33 | 55.53 |
3.0 | 铜粗精矿 | 10.38 | 9.49 | 86.71 | 50.57 |
3.5 | 铜粗精矿 | 8.60 | 12.28 | 85.15 | 75.74 |
从表5结果分析,随着亚硫酸钠用量的增加铜的回收率相对降低,精矿含锌也相对较低,综合分析铜的回收率在硫酸锌用量为1.0kg/t时较高,适宜的亚硫酸钠用量为1.0kg/t。
表5 亚硫酸钠用量试验结果
亚硫酸钠/(kg·t-1) | 产品名称 | 铜品位/% | 锌品位/% | 铜回收率/% | 锌回收率/% |
0 | 铜粗精矿 | 11.60 | 19.61 | 74.95 | 79.80 |
1.0 | 铜粗精矿 | 10.07 | 12.12 | 93.10 | 72.65 |
2.0 | 铜粗精矿 | 11.41 | 9.75 | 82.02 | 43.48 |
2.5 | 铜粗精矿 | 11.58 | 8.07 | 69.38 | 31.84 |
由以上试验表明,硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制剂在适宜的条件下配合使用,可有效抑制该铜锌矿中的闪锌矿和黄铁矿。另外,还进行了铜粗精矿精选时的硫化钠、硫酸锌、亚硫酸钠用量试验,精选时加入适量的硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠,可以提高铜精矿品位,有效地降低铜精矿中的杂质含量。
三、优先选铜闭路试验
以上试验表明,用石灰调整pH值,使其达到11以上时,用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制剂在适宜的条件下配合使用,可有效抑制该铜锌矿中的闪锌矿和黄铁矿,获得较好的铜粗精矿,基本解决了铜锌分离的难题。因此在条件试验的基础上,进行了优先选铜的闭路试验,试验结果见表6,闭路试验流程见图2。
表6 优先选铜的闭路试验结果
产品名称 | 产率/% | 铜品位/% | 锌品位/% | 铜回收率/% | 锌回收率/% |
铜精矿 | 21.26 | 22.21 | 73.18 | 8.93 | 18.67 |
锌精矿 | 15.90 | 4.48 | 11.04 | 43.20 | 67.55 |
总尾矿 | 62.84 | 1.62 | 15.78 | 2.23 | 13.79 |
原矿 | 100.0 | 6.45 | 100.0 | 10.17 | 100.0 |
图2 闭路试验流程
四、结果与讨论
(一)原矿矿样铜、锌、硫含量较高,分别为铜6.401%、锌10.17%、硫37.46%,主要金属矿物的共生关系密切,部分呈细粒包裹状态存在,属铜锌难分离的矿石。
(二)对本矿样开展了多种方案的探索试验,根据探索试验结果对比分析,采用优先浮选流程较为可行;选用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制剂在适宜的条件下配合使用,可有效抑制该铜锌矿中的闪锌矿和黄铁矿,获得较好的铜粗精矿。
(三)试验较好地实现了铜、锌从矿石中的分离,获得了合格的铜精矿和锌精矿产品。
(四)锌的选别药剂为硫酸铜、正丁基黄药;试验流程为两次粗选、一次扫选、一次精选,精选加入一定的石灰。
(五)在试验中发现对技术指标影响较大的药剂种类为石灰和硫化钠。