我国某铜锌多金属硫化矿，矿体以铜、锌、硫为主，伴生有铜、金、银等。投产以来，由于原矿含铜品位高，锌矿物里含乳浊状黄铜矿，致使锌的回收指标波动较大，锌精矿含铜超标，锌回收率低。研究的目的，就是为了完善工艺流程，提高铜锌分离效率，提高有用金属的回收指标，使锌精矿能够以合格品产出。考虑到原矿中银的含量较高，达到近80g/t，其工业价值不容忽视，为了降低硫精矿中银的含量，使之进入到铜、锌精矿产品中，从而减少银的损失，试验方案采用优先浮铜，锌硫混浮，混合精矿再磨分选的工艺流程。通过大量的条件试验，找到了铜、锌、硫的可浮性规律，确定了处理该矿相适宜的工艺参数和药剂制度，经闭路试验验证，获得了满意的分选指标。
一、工艺矿物学研究
（一）多元素分析及矿物相对含量
矿石的多元素分析结果见表1，矿物相对含量见表2。
表1 原矿多元素分析结果 %
表2 矿物相对含量 %
（二）铜、锌的物相分析
铜、锌的物相分析结果见表3、表4。
表3 铜的化学物相分析结果 %
表4 锌的化学物相分析结果 %
（三）主要矿物的工艺特征
矿体为复杂的多金属硫化矿，主要矿物的工艺特征如下：
黄铜矿：主要的含铜矿物，含铜量占总铜的80%。黄铜矿呈不规则粒状集合体和黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、方铅矿紧密嵌生组成致密块状体，或呈不规则颗粒嵌生在白云石、石英等脉石矿物中。黄铜矿沿破碎的黄铁矿颗粒裂隙充填成网格状结构，脉宽0.04～0.008mm，较难解离。有少量黄铜矿发生次生变化，生成辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿和铜蓝等充填在黄铁矿颗粒间隙或裂隙中。黄铜矿的自然粒度范围宽广，但主要集中在1～0.037mm级别中，0.074mm以下颗粒主要呈乳浊状和短绒状被包于闪锌矿中。
闪锌矿：主要的含锌矿物，其含锌量占总锌的80%以上。闪锌矿在各类矿石中主要呈不规则粒状集合体嵌布在黄铁矿、炭酸盐矿物和石英脉中，与黄铜矿、方铅矿紧密嵌生，少量呈自形、半自形晶颗粒嵌布在脉石矿物中。在致密块状矿石中闪锌矿呈不规则它形颗粒和黄铜矿紧密嵌镶，或和黄铜矿、方铅矿组成集合体，充填在黄铁矿颗粒间隙中，粒度一般大于50μm，容易解离；浸染状矿石中的闪锌矿大部分呈不规则粒状，少量呈半自形颗粒浸染于碳酸盐矿物和石英中，呈犬牙交错嵌镶，颗粒相对也细一些。大部分闪锌矿颗粒含有乳浊状黄铜矿，以及个别微细的黄铁矿、方铅矿颗粒，闪锌矿和黄铁矿接触界面有时被一层黄铜矿和斑铜矿所充填，从而把锌、硫矿物隔开，闪锌矿的扭裂纹中有时也被石英或方解石所充填。
黄铁矿：呈自形晶、半自形晶或浑园粒状和黄铜矿、闪锌矿、方铅矿紧密嵌生，或构成集合体嵌布在脉石中。嵌布于石英脉中的黄铁矿周围或裂隙常见方解石包围和充填，反之嵌布于碳酸盐脉石中的黄铁矿周围或裂隙也常见石英包围或充填，这些矿物间的连生边界平滑，由于石英、方解石的硬度指数相差较大，有利于解离。另外有些黄铁矿生成之后遭受破裂，其裂隙被黄铜矿和斑铜矿所充填，少量黄铁矿颗粒包有微粒黄铜矿、斑铜矿或闪锌矿，反之少量细粒黄铁矿亦有被包于黄铜矿颗粒中。
二、浮选条件试验
复杂的铜锌硫多金属硫化矿的分选，国内外矿业界普遍认为是难度较大的课题之一。其难于分选的原因，一是闪锌矿在矿床中经过长期风化淋滤作用，已预先被可溶性铜离子所活化或被铜离子交代包裹，这种闪锌矿具有与铜矿物非常近似的可浮性，从而难于分选；二是当铜锌矿物紧密共生，黄铜矿呈5μm以下的乳滴状微细颗粒，星散分布于闪锌矿时，这种矿石通过磨矿后很难单体解离。通过对矿石的工艺矿物学研究，并综合各种因素考虑，决定采用优先浮铜，锌硫混浮，混精再磨分选的工艺流程，第一段浮铜只力求获得高质量的铜精矿，铜与其它矿物的连生体在第二段再磨时处理。
（一）优先浮铜磨矿细度试验
确定粗磨细度要达到如下目的：铜矿物基本解离，最大限度地回收高质量的铜精矿，铜精矿中锌的含量较低。试验流程如图1(药剂用量单位为g/t)所示，试验结果见图2。
图1 优先浮铜条件试验流程
图2 磨矿细度对铜精矿品位及回收率的影响
1－Cu品位；2－Cu回收率
试验结果表明，随着磨矿细度的提高，铜的品位有所提高，铜的回收率增加不多，但铜精矿含锌有所下降。根据一段球磨的负荷能力，适宜的磨矿细度为小于0.074mm含量为65%～75%，以下试验粗磨细度均为小于0.074mm占70%。
（二）优先浮铜石灰用量试验
石灰是最常用的矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，特别在优先浮选作业中，适宜的矿浆碱度，可以提高铜锌矿物的分选效果。试验流程如图1所示，结果见图3。
图3 石灰用量对铜精矿品位及回收率的影响
1－Cu品位；2－Cu回收率
试验表明，随着石灰用量的增加，铜精矿品位明显提高，铜的回收率有所降低，黄铁矿受到抑制，但闪锌矿可浮性增强，适宜的石灰用量为1000g/t，此时矿浆的pH值为8.5左右。
（三）优先浮铜捕收剂选择试验
目前铜浮选常用的捕收剂有：丁胺黑药，Z－200#，乙黄药，丁黄药等，试验详细考察了几种常用捕收剂单独或组合用药的捕收效果。试验流程如图1所示，结果列于表5中。
表5 优先浮铜捕收剂选择试验结果
试验结果表明，丁黄药和丁胺黑药按1∶1混合用药，用量在20g/t时，选择性和捕收能力都比较好，故捕收剂选用丁黄药和丁胺黑药按1∶1混合，以下简称混合剂。
（四）锌硫混浮捕收剂用量试验
锌浮选采用最常用的捕收剂丁黄药，试验流程见图4(药剂用量单位为g/t)，试验结果如图5所示。
图4 锌硫混浮试验流程
图5 锌硫混浮丁黄药用量对锌品位及回收率的影响
1－Zn品位；2－Zn回收率
试验表明，随着捕收剂用量的增加，锌硫混精中锌的品位有所降低，而锌回收率有较明显的提高。适宜的捕收剂用量为80g/t。
（五）锌硫混精再磨磨矿细度的确定
锌硫混精中有部分嵌布粒度较细的铜尚未单体解离，这部分未单体解离的铜需要在再磨过程中解离出来，而锌硫混精中锌、硫的嵌布粒度比铜粗得多。因此锌硫混精再磨细度主要根据锌硫混精中铜的解离情况确定。试验流程见图6(药剂用量单位为g/t)，试验结果如图7所示。
图6 混精再磨条件试验流程
图7 再磨细度对铜精矿Ⅱ铜回收率及含锌的影响
1－Zn品位；2－Zn回收率
试验结果表明，随着再磨细度的提高，铜的回收率稍有降低，而铜精矿中锌的含量在再磨细度较粗或过细时都比较高，这是因为再磨细度较粗时，铜、锌尚未单体解离，而再磨细度过细时，在浮铜过程中细粒锌的夹带较多，从而造成含锌较高。适宜的锌硫混精再磨细度为0.045mm以下占82%。
（六）混精再磨活性炭用量试验
为了减少上段浮选残余药剂对下段浮选的不良影响，在混精再磨过程中，必须加入适量的活性炭进行脱药。试验流程如图6所示，试验结果见图8。
图8 活性炭用量对铜精矿Ⅱ铜品位、回收率及含锌的影响
1－Cu品位；2－Cu回收率；3－Zn回收率
试验表明，活性炭吸附残余药剂的效果是明显的，随着用量的增加，浮选泡沫变脆，铜精矿品位提高，铜的回收率虽稍有下降，但锌在铜精矿中的损失则显著降低。适宜的活性炭用量为300g/t。
（七）混精再磨硫化钠用量试验
试验流程如图6所示，结果见图9。
图9 Na2S用量对铜精矿Ⅱ铜回收率及含锌的影响
1－ Cu 回收率；2－ Zn 回收率
试验结果表明，硫化钠用量在500g/t以内，对铜的回收率无明显影响，但显著抑锌，用量在600g/t以上，对铜锌都有抑制作用。适宜的硫化钠用量为500g/t。
三、全流程闭路试验
在大量条件试验所确定的工艺参数基础上，进行实验室全流程闭路试验，目的是模拟生产现场连续运转的动态过程，考查各个作业的累计情况，中矿产品的分配以及可能获得的分选指标。全流程闭路试验的工艺流程和药剂制度见图10(药剂用量单位为g/t)，最终试验结果列于表6中。
图10 全流程闭路试验工艺流程
表6 全流程闭路试验结果%
四、结语
1、工艺矿物学研究表明，矿石为以铜、锌、硫为主的多金属硫化矿，有用矿物呈极不规则的粒状集合体嵌布于脉石矿物的裂隙中，嵌镶关系极为复杂。
2、试验研究表明，采用优先浮铜、锌硫混浮、混精再磨分选的工艺流程，优先浮铜作业采用“轻拉轻压”的办法，为锌硫混浮及再磨脱铜作业创造条件。阶段选铜，使铜精矿的回收指标比较稳定，进而保证锌精矿质量。锌硫混精经过细磨、活性炭脱药后可以产出合格的锌精矿、硫精矿及少量的铜精矿，矿石中的银主要富集在铜精矿及锌精矿中，从而使矿石中的有价金属得到了有效的综合回收。
3、试验所采用的选矿药物均为无毒和来源广泛的常规药剂。中矿均采用顺序返回方式，工艺流程结构简单合理，有利于现场生产实施。
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