高硫铜锌矿的全混浮再磨脱硫及铜锌分离Word格式文档下载.docx

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中图分类号：

TD95

Copper-zincmixing-re-smeltingdesulfurizationandseparationofcopperandzincfromhigh-sulfurcopper-zincore

WUJi-zong1,XIEHai-yun1*,TIANXiao-song2,XIAOWei2,LIURong-xin1,GAOLi-kun1,TONGXiong1

（1.FacultyofLandResourceEngineering;

KunmingUniversityofScienceandTechnology,Kunming650093,China

2.YunnanDiqingMiningDevelopmentCo.Ltd.,Diqing,674500,China）

Abstract:

Themixedflotationofhighsulfurcopperzincoreshastheadvantagesofhighrecoveryandlowcost,buttheseparationofcopper-zinc-sulfurfromthemixedcoarseconcentratehasbeenthekeyanddifficultpointofmetaldressing.Thispaper,aimingatthehighsulfurcopperzincoreinSimaoareaofYunnanprovince,itcontainCu3.03%,Zn3.90%andS27.44%,"

Fullmixedflotation-regrindingdesulfurization-copperzincseparation"

processwasusedinthisstudy,andtheinfluenceofregrindingfineness,dosageofreagentsandotherfactorsontheseparationofmixedflotationandcopper-zinc-sulphurseparationwereanalyzed.Theflotationtailingsofmixedflotationwere37.61%,therecoveryratesofCu,Zinc,andSwere96.34%,98.37%,and98.87%respectivelyinmixedcoarseconcentrate.Whenthedesulphurizationofcoarseconcentrateregrindfinenessis-38μm90%,thesulfurironconcentratecontained45.74%SandSrecoveryratewas74.43%.Copper-zincseparationclosed-circuittestobtainedcopperconcentratecontainingCu24.01%,Curecoveryratewas86.76%,zincconcentratecontainingZn52.30%,Znrecoveryratewas87.12%Itisshownthatthemineralsseparationcanberealizedbytheprocessof"

forthehighsulfurcopper-zincores.

Keywords：

copper-zincsulfideore;

mixedflotation；

desulfurization；

copper-zincseparation

分类号：

引言

我国有丰富的铜锌硫化矿资源，多具有嵌布粒度较细，各矿物连生包裹复杂等特点，导致浮选过程中各矿物分离不彻底，且指标不稳定[1、2]。

对铜多金属矿可采用优先浮选或混合浮选流程。

优先浮选要求给矿中目的矿物单体解离，即浮选前要直接细磨，缺点是入磨矿量大、磨矿成本高，且浮选过程中易出现泥化现象，恶化目的矿物间的分离效果[3、4]；

与优先浮选相比，混合浮选可在较粗粒度下大量抛尾并产出混合精矿，大幅减少后续作业的矿量，降低磨矿及浮选作业成本[5、6]，但需解决混合精矿中铜、锌、硫高效分离的问题。

云南思茅地区有大量难选铜锌硫化矿资源，其含硫量高，且铜锌矿物多呈微细粒浸染状与黄铁矿紧密嵌布[7、8]。

与细磨后优先浮选相比，对其在粗磨条件下进行混合浮选，以硫化物集合体形式产出混合粗精矿后再进一步进行分离，具有成本低和回收率高的双重优势。

本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿，采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺，进行较为系统的试验研究，目的是对类似微细粒嵌布型高硫铜锌矿的混合浮选、脱硫及混合精矿分离等方面提供一定的研究基础。

1.材料和方法

1.1矿样

高硫铜锌矿取自云南思茅，其主要化学成分见表1，铜物相和锌物相分析分别见表2和表3。

表1高硫铜锌矿多元素分析结果

Tab.1Multi-elementanalysisresultsofhigh-sulfurcopper-zincore

组分

Cu

Zn

Pb

S

Fe2O3

SiO2

Al2O3

CaO

MgO

As

Ag*

含量%

3.03

3.90

0.13

27.44

22.98

6.22

5.06

1.17

3.59

0.15

34.50

注：

*单位为g/t

表2铜物相分析

Tab.2Copperphaseanalysis

结合铜%

游离铜%

次生铜%

原生铜%

总计%

分布率（%）

结合铜

游离铜

次生铜

原生铜

总铜

0.002

0.02

0.04

3.09

0.07

0.68

1.26

97.99

100.00

表3锌物相分析

Tab.3Zincphaseanalysis

硫酸锌%

锌氧化物%

硫化锌%

硫酸锌

锌氧化物

硫化锌

总锌

0.14

3.91

4.08

0.54

3.534

95.93

从表1中结果可见，该高硫铜锌矿主要含Cu3.03%、Zn3.90%、Pb0.13%，S含量为27.44%，含Fe2O322.98%，含Ag34.50g/t，有价元素主要为铜、锌、铅、硫、铁和银，且铜、锌和硫含量高。

表2和表3的物相分析表明，铜主要以硫化铜存在，锌主要以硫化锌存在且氧化程度低。

高硫铜锌矿中金属矿物主要为黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿和方铅矿，非金属矿物主要为绿泥石、长石、石英等，铜矿物、锌矿物和硫矿物为主要回收目的矿物。

1.2试验方法

试验采用XMQ-Ø

240×

90mm锥型球磨机进行磨矿，1.0L和1.5LXFD型单槽浮选机进行浮选，使用的浮选药剂主要有乙基黄药、丁基黄药、石灰、硫酸铜、硫酸锌、亚硫酸钠和松醇油。

2结果与讨论

2.1铜锌硫硫化矿浮选分离原理

针对所研究的高硫铜锌矿，本论文采用“全浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺。

原矿粗磨后用乙基黄药与丁基黄药浮选得到混合粗精矿，混合粗精矿再磨并添加石灰作为黄铁矿的抑制剂实现脱硫，铜锌分离采用抑锌浮铜工艺，硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制闪锌矿，最后用硫酸铜活化闪锌矿。

混合浮选时，黄药与硫化矿表面作用形成黄原酸盐或双黄药吸附于矿物表面，使硫化矿产生良好的可浮性后得以泡沫富集[10-12]；

脱硫过程在石灰产生的高碱度条件下进行，黄铁矿表面易于被氧化生成Fe（OH）3和、Ca（OH）2和CaSO4等亲水性物质，使其可浮性大幅降低而被抑制[13、14]；

铜锌分离时加入Na2SO3和ZnSO4，ZnSO4水解出与矿浆中的Fe2+生成亲水碱式硫酸铁，该物质易在闪锌矿表面发生沉积而使闪锌矿受到抑制，加入Na2SO3后闪锌矿表面上的疏水薄膜被脱除，促进锌亲水性羟基化合物的形成，以上药剂共同作用使闪锌矿被抑制[15、16]。

最后加入硫酸铜，在闪锌矿表面生成一系列铜的硫化合物活化组分，防止闪锌矿被过度氧化，从而被活化。

2.2混合浮选磨矿细度试验

对高硫铜锌矿首先采用“粗磨混合浮选”流程，着重考察磨矿细度对混合浮选效率的影响。

试验流程和结果分别见图1和图2。

图1铜锌硫混合浮选试验流程

Fig.1Copperandzinc-sulfurmixedflotationtestflow

图2磨矿细度对混合浮选的影响

Fig.2Effectofgrindingfinenessonmixedflotation

由图2结果可见，当磨矿细度为-74μm65%时混合浮选的综合指标较好。

混合粗精矿中Cu品位4.25%，Cu回收率83.24%，Zn品位5.64%，Zn回收率86.99%。

2.3混合浮选综合试验

在磨矿细度试验结果的基础上，采用一粗一扫流程进行混合浮选，试验流程和结果分别见图3和表4。

图3混合浮选综合试验流程

Fig.3Mixedflotationcomprehensivetestprocess

表4混合浮选综合试验结果

Tab.4Mixedflotationcomprehensivetestresults

样品名称

产率

（%）

品位（%）

回收率（%）

混合粗精矿

63.29

4.82

6.18

42.85

97.54

98.34

98.84

尾矿

36.71

0.21

0.18

0.87

2.46

1.66

1.16

原矿

100.00

3.13

3.98

27.44

10