提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

张文军 钟洪皓

(辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁 阜新 123000)

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

张文军 钟洪皓

(辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁 阜新 123000)

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸，地质条件发生变化，矿石中出现了大量的磁黄铁矿，且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产，选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳，选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究，在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%，在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选，最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比，优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点，所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点，优化效果明显。

铜锌硫化矿石 磁黄铁矿 磁选 磨矿细度 铜锌分离 锌回收率

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸，地质条件发生变化，矿石中出现了大量的磁黄铁矿，且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产，选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳，选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。本研究通过工艺流程优化来提高铜锌分选指标，取得了较好的试验结果。

1 矿石性质

矿石中有用矿物主要为黄铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿，脉石矿物主要为石英、长石、透闪石和黑云母。

原矿主要化学成分分析结果见表1。

黄铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿的嵌布特征如下。

黄铜矿：大部分黄铜矿与闪锌矿连晶，二者相互穿插，相互包裹，形成紧密的共生关系。部分黄铜矿与磁黄铁矿呈共边毗连关系，二者也相互穿插，相互包裹。少部分黄铜矿呈乳浊状细小颗粒与磁黄铁矿一起分布在闪锌矿中。

表1 原矿化学元素分析表

闪锌矿：大部分闪锌矿与黄铜矿连晶，二者相互穿插，相互包裹，形成紧密的共生关系。部分闪锌矿与磁黄铁矿呈共边毗连关系，二者也相互交替，相互包裹。一些闪锌矿中包含有因固溶体分离作用形成的乳浊状黄铜矿和磁黄铁矿细小颗粒，还可见少数闪锌矿呈羽毛状骨晶包含在黄铜矿中。

磁黄铁矿：磁黄铁矿以不规则粒状产出，颗粒较粗大，与黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿均有非常紧密的关系，它们之间相互穿插，相互包裹，构成致密的块状集合体。

2 现场选矿工艺流程及存在问题

现场选矿工艺流程如图1所示。

图1 现场选矿工艺流程

矿石性质发生变化后，现场选矿工艺流程主要存在以下问题：

(1)由于矿物共生关系变得更为复杂，原有-0.074 mm占70%左右的磨矿细度已难以保证铅、锌矿物的充分单体解离。

(2)在铜浮选作业中，由于磁黄铁矿的干扰，使锌矿物与铜矿物的可浮性相近，影响铜锌分离的效果。

(3)浮锌作业流程结构不完善，对锌的回收不充分。

模拟现场工艺流程和药剂制度进行闭路浮选，所获铜精矿铜品位20.98%、锌含量为3.45%、铜回收率为91.69%，锌精矿锌品位为48.61%、锌回收率为71.25%。

3 试验结果

针对现场选矿工艺流程存在的问题，试验主要着眼于磨矿细度的选择、磁黄铁矿的脱除和选锌流程结构的完善。

3.1 磨矿细度试验

将原矿磨至不同细度，采用一种自制的磁选装置，在0.2 T磁感应强度下抛除磁性物(磁黄铁矿)后，按现场药剂制度进行浮铜粗选，试验流程见图2，磁性物产率随磨矿细度的变化及铜粗精矿指标随磨矿细度的变化见图3～图5。

图2 磨矿细度和磁感应强度试验流程

图3 磁性物产率与磨矿细度关系

图4 铜粗精矿品位与磨矿细度关系

图5 铜粗精矿回收率与磨矿细度关系

从图3可以看出：随着磨矿细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%，磁选所脱出磁性物的产率不断上升，但进一步提高磨矿细度，磁性物的产率基本不再变化。

从图4可以看出，随着磨矿细度的提高，铜粗精矿的铜品位在9.26%～9.68%的小范围内逐渐上升，锌含量则先下降后上升，并在磨矿细度为-0.074 mm占80%时出现最低值。

从图5可以看出，随着磨矿细度的提高，铜粗精矿的铜回收率逐渐上升，锌混入率逐渐下降，但磨矿细度超过-0.074 mm占80%后铜粗精矿的铜回收率上升幅度很小。

综上所述，确定磨矿细度为-0.074 mm占80%。

3.2 磁选磁感应强度试验

按图2流程，在-0.074 mm占80%的磨矿细度下进行磁选磁感应强度试验，结果见表2。

从表2可以看出：磁性物的产率随着磁感应强度的提高而提高，尤其是磁感应强度超过0.2 T后，磁性物的产率猛增到32%以上；铜粗精矿的铜品位和锌含量则随着磁感应强度的提高分别按先上升后下降和先下降后上升的趋势变化，并且出现最大值或最小值时的磁感应强度都为0.2 T。因此，确定磁感应强度为0.2 T。

表2 磁选磁感应强度试验结果

3.3 闭路流程试验

在以上试验基础上，参照现场流程结构和药剂制度进行闭路流程试验，但为了提高锌的回收率，在选锌过程中增加了1次扫选和1次精扫选作业，同时为了保证锌精矿的品位，将锌的精选次数由3次增加到了4次。闭路试验流程见图6，试验结果见表3。

图6 闭路试验流程

表3表明，采取提高磨矿细度、预先通过磁选脱除磁黄铁矿和改进选锌流程结构3项优化措施后，可获得铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿，与原选别流程相比，铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点，锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点，优化效果明显。

表3 闭路流程试验结果

4 结 论

(1)将磨矿细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%，适应了矿石中矿物赋存特性的变化，促进了有用矿物的单体解离。

(2)在选铜前增设1次磁选作业，可脱除产率达12.99%的磁性物，从而有效避免了磁黄铁矿对选铜过程的干扰。

(3)在选锌过程中增加1次扫选、1次精扫选和1次精选作业，使锌回收率得到了较大提高，同时保证了锌精矿的品位未受影响。

(4)通过采取以上3项措施，使铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点，使锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点，

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(责任编辑 孙 放)

ExperimentalStudyonImprovingSeparationIndexofaCopper-zincSulfideOre

Zhang Wenjun Zhong Honghao

(SchoolofMining，LiaoningTechnicalUniversity，Fuxin123000，China

With the exploration of a copper-zinc sulfide ore extending to the depth，the geological conditions changed a lot，and a great deal of pyrrhotite appears among the ore with a more complex paragenetic relationship with minerals.The plant primarily adopted the original copper and zinc flotation process.The interference of pyrrhotite in copper concentration，and less grinding fineness resulted in worse separation index of copper and zinc，and the unreasonable flow-sheet in zinc separation resulted in lower zinc recovery.In view of these issues，the investigation on beneficiation process is carried out.Before copper concentration，pyrrhotite is removed from the ore by one-stage magnetic separation，and then the ore are re-grounded into -0.074 mm 80% from -0.074 mm 70%.At zinc concentration，the process of one scavenging，one cleaning and one clean scavenging is added to obtain the copper concentrate with Cu grade of 21.68%，Zn content of 0.62% and Cu recovery of 93.14%，and zinc concentrate with Zn grade of 48.87%，and Zn recovery of 74.92%.Compared with the closed-circuit tests index of the simulated field process，Cu grade and Cu recovery were increased by 0.70 percentage points and 1.45 percentage points and zinc content in copper concentrate decreased by 2.83 percentage points by adopting the optimized process.The zinc recovery in zinc concentrate was improved by 3.67 percentage points.Therefore，the optimized process has a good performance.

Copper and zinc sulfide ore，Pyrrhotite，Magnetic separation，Grinding fineness，Separation of copper and zinc，Zinc recovery rate

2014-10-14

张文军(1956—)，男，教授，硕士研究生导师。

TD952.1，TD952.3

A

1001-1250(2014)-12-095-04