俄罗斯乌恰林斯克铜锌选矿厂

    乌恰林斯克选矿厂处理乌泽里金斯克矿床两种类型铜锌矿石：含黄铁矿的铜锌矿石和含磁黄铁矿的铜锌矿石。应用处理铜一锌一黄铁矿矿石的工艺处理含磁黄铁矿的矿石不能将锌回收到合格的锌精矿中，结果含在矿石中的1.3%～2.3%的锌全部损失到抛弃尾矿中。

    由于乌泽林斯克矿山的采矿成本高和该矿山含磁黄铁矿的矿石量很大，所以从含磁黄铁矿的矿石中回收锌是乌恰林斯克采选公司迫切需要解决的问题。

    含磁黄铁矿的铜锌矿石的特点是物质组成复杂，硫化矿物相互细粒嵌布，为了使其单体解离，矿石需要磨到85%-0.074mm以上。磁黄铁矿的含量为50%～60%，只有少量的硫化铁以黄铁矿形式存在。

    在世界铜锌矿石选矿实践中，还没有处理高含量磁黄铁矿矿石的实例。用于处理铜锌矿石的典型工艺是用硫酸铜活化闪锌矿，但该工艺对含磁黄铁矿的矿石不适用，因为闪锌矿的可浮性与磁黄铁矿相近。

    在白铁矿一黄铁矿一磁黄铁矿类质同象系列中，磁黄铁矿的可浮性最差。与黄铁矿不同，磁黄铁矿是较软的矿物，其硬度为3.5～4.5，与黄铜矿和闪锌矿的硬度相近。

    在含磁黄铁矿的矿石工艺流程制定研究中从两个方向着手：创造抑制磁黄铁矿和在高碱度下浮选闪锌矿的条件；寻找在锌浮选前将磁黄铁矿分离到单独产品中。

    在抑制磁黄铁矿的工艺研究方向上进行了以下3个试验：矿浆充气时间试验，使易氧化的磁黄铁矿氧化；在石灰创造的高碱度下对矿浆充气试验；对矿浆预先充气，然后用石灰处理的试验。

    试验结果表明，最佳充气时问为5min，虽然，锌粗精矿质量得到某种程度上的改善，但是，锌在尾矿中的损失仍然较高。应该指出的是，应在加入石灰以前对矿浆充气，因为，对加入石灰的矿浆充气会使其碱度急剧降低，此时会出现负面影响：磁黄铁矿开始很好地浮起，从而急剧地恶化锌粗精矿的质量。例如，在矿浆充气15min后，矿浆中的游离氧化钙的浓度从1000g/m³降至280g/m³，此时锌粗精矿的产率增加4～5倍。

    在用硫酸铜活化闪锌矿后浮选锌时，磁黄铁矿也被活化，从而进入锌粗精矿中，锌粗精矿多次精选也不能提高其质量。

    由此可以得出结论，对这种类型的矿石不推荐预先抑制磁黄铁矿的工艺。

    在研究过程中发现，在闭路中与主要组分返回的磁黄铁矿的存在，使得工艺过程恶化，因此，工艺流程应该尽可能是开路的。

    由这个推论，制定了含磁黄铁矿的矿石选矿工艺流程。

    在锌浮选前将磁黄铁矿精矿引出的工艺中推荐正优先浮选流程。在过程开始，在硫化钠和硫酸锌介质中进行铜浮选，以分离出高品位铜精矿。然后在碱性矿浆(200～250g/m³CaO)中进行铜粗选。在铜粗选中一部分磁黄铁矿进入铜粗精矿中，但是，该条件还不能很好地满足锌的浮选条件。

    像黄铁矿一样，只在活化剂存在时，在低碱度下磁黄铁矿才能很好地浮选。采用碳酸钠作为活化剂，它是较便宜的毒性小的浮选药剂。在磁黄铁矿浮选时碳酸钠的最佳用量为2kg/t，此时，矿浆中的游离Ca0含量降至14～42g/m³。

    应该指出的是，碳酸钠的用量直接与铜浮选矿浆的碱度有关。用石灰创造的铜浮选矿浆的碱度越高，碳酸钠的用量也越大。因此，为了在推荐的碳酸钠用量下有效地浮选磁黄铁矿，铜浮选的碱度必须严格控制，其游离CaO含量不超过200g/m³，以便使锌的损失最低。这一点很重要，转移到铜回路中的锌不能进入锌浮选回路中，因为其中有大量磁黄铁矿存在，锌与铜粗选尾矿一起排到尾矿坝中。

    在锌浮选前分离和不分离磁黄铁矿产品的对比试验结果如表1所示。

表1  在锌浮选前分离和不分离磁黄铁矿产品的对比试验结果

    在第一种情况下，获得了锌品位为17.56%，回收率为64.6%的锌精矿。在第二种情况下，获得了锌品位为11.286%，回收率为50.2%的锌精矿。

    从含磁黄铁矿的矿石中浮选锌的特点在于，矿浆碱度不低于1000g/m³游离CaO，硫酸铜和丁基黄药用量要小，浮选时问要短。硫酸铜和丁基黄药的最佳用量分别为120～150g/t和25～30g/t。锌粗选精矿不精选，直接给入脱铁作业(黄铁矿和磁黄铁矿混合浮选)中。脱铁浮选的条件如下：

    用水清洗锌粗精矿，至14g/m³游离CaO；

    用硫化钠或硫氢化钠处理矿浆，解吸多余的捕收剂，使Na₂S的剩余浓度达到1000～1100mg/L；

    用硫酸锌处理矿浆至pH7.6～7.8；

    用捕收剂和起泡剂浮选。

    在个别情况下，在黄铁矿一磁黄铁矿产品精选I和精选II中添加抑制剂(25～50g/t Na₂S和50～lOOg/t ZnS0₄)是合理的。

    根据试验研究结果制定了处理乌泽林斯克含磁黄铁矿的铜锌矿石的工艺流程。它由一些新的单元和新的药剂制度组成。该工艺可获得合格的锌精矿。

    该流程包括：

    1)浮选分离高质量铜精矿，其中含16.6%Cu和0.69%Zn，铜回收率为35.7%。

    2)铜粗选，获得产率为17%～20%的含4.02%Cu和1.54%Zn的铜精精矿，铜回收率为47.5%。

    3)铜粗精矿再磨至90%～92%－0.44μm，再进行铜浮选，以分出黄铁矿一磁黄铁矿尾矿。

    4)对铜粗选尾矿进行磁黄铁矿浮选，以获得磁黄铁矿产品，其产率为16%～18%，锌、铜和硫的品位分别为0.62%、0.92%和40%～45%，其回收率分别为6.3%、8.2%和20%～22%。

    5)锌浮选以获得含Cu 0.4%～0.5%和Zn 20%～24%的锌粗精矿，铜和锌的回收率分别为1.4%～1.5%和57%～59%。

    6)锌粗精矿脱铁浮选，以获得槽内产品锌精矿，其中含Cu 0.75%～0.80%和Zn 48.0%～52%，锌的回收率为48%～52%。

    7)排出总尾矿，它由铜浮选尾矿、锌浮选尾矿、磁黄铁矿产品和黄铁矿一磁黄铁矿产品(锌粗精矿脱铁作业泡沫产品)组成。总尾矿产率为89%～90%，其中含Cu 0.33%和Zn 0.72%，铜和锌的回收率分别为18.9%和36.1%。

    乌泽林斯克含磁黄铁矿的铜锌矿石选矿指标如表2所示。

表2  获得最终产品的金属平衡表

    所制定的工艺流程已经用于乌恰林斯克选矿厂第二系统的改造设计中。