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锑矿多金属硫化矿选矿设备试验研究

 某铜锑锌银硫复杂多金属硫化矿原矿价值高，但有用矿物之间共生关系复杂，原矿中含一定  (量的次生铜矿物，铜、锌分离难度大，几次试验选矿指标都不理想，仅得到锌产品，本次试验的重点是进行铜锌分离。

 铜锌硫化矿石多产于矽卡岩型、热液型或热液充填交代型矿床中。其矿物组成较为复杂，难以分 离的原因较多。一般而言，铜锌硫化矿物难以分离的原因主要有：(1)在高温热液型的铜锌硫化矿石中，铜矿物往往呈细粒或微细粒浸染状态存在于闪锌矿中。(2)受活化后闪锌矿与铜矿物的可浮性相似，使得铜锌分离困难。许多金属离子都能活  貝化闪锌矿，如铜、铅、汞等金属离子。对铜锌矿物而言，由于矿石在开采、运输、储存以及磨矿过程中产生次生铜矿物，使闪锌矿受到活化，造成铜锌矿物分选难度加大。(3)硫化矿物间可浮性交错差异的影响。复杂硫化矿中有可浮性好的铜矿物，也有可浮性较差的铜矿物，即使同一种矿物，由于  笛其受氧化、变质以及表面污染等因素的影响，其可浮性有较大差异；同样锌矿物也存在易浮和难浮的差异。这样各种矿物可浮性交错而造成铜锌分离困难。(4)铜锌矿物中含有大量的黄铁矿和磁黄铁矿及矿泥，因此浮选方法和药剂制度也是影响铜锌分离的因素。

 加强铜锌硫化矿物分选的主要措施有：(1)加强矿石工艺矿物学研究，查清铜锌矿物嵌布关系与嵌布特征。(2)合理控制磨矿分级作业，为铜锌矿物分离提供适宜的单体解离度。(3)捕收剂的选择，硫化矿的捕收剂种类较多。由于硫化铜矿物通常天然可浮性较好，一般使用选择性好、用量少的捕收剂，如黄原酸酯类、硫氮酯类、硫氨酯类等。(4)铜锌硫化矿物分离的方法有抑锌浮铜法和抑铜浮锌法。其中铜锌分离的药剂制度一直是选矿工作者普遍研究和关注的焦点。

1  原矿性质

 原矿含铜、锡、锌、银等多种金属元素，见表 l。

 由表 1结果可见，矿样中有价元素为铜、银、锌、锑，主要回收矿物为铜矿物和锌矿物，且银含量高达430g/t，具有很高的综合回收价值，铜锌分离是本研究的重点；另外，矿样中砷含量超标，如何降低产品中的砷含量，将成为该试验的焦点和难点；除此之外，由于铜、锑金属矿物物理化学性质相近，分离铜和锑也将给试验带来困难。但业主提出铜锑混合精矿有销路，由于时间关系暂不考虑。

2  选别条件的确定

 因没有详细的工艺矿物学研究，首先进行了部分探索试验，结果表明铜锑部分混浮再选锌的流程比较适合该矿，然后从磨矿细度、捕收剂、pH值、抑制剂、流程结构等方面进行条件试验。

2.1  磨矿细度试验

 试验考察了磨矿细度对铜锌互含的影响以及有价金属在尾矿中的损失率。试验结果见表 2。

 由试验结果可以看出，适当细磨有利于提高铜的回收率，为便于工业化实施，建议一段磨矿尽量提高磨矿细度，可考虑采用两段分级，保证磨矿细度-74μm 80%以上。

2.2  捕收剂种类试验

 试验分别考察了捕收剂丁基铵黑药、SN-9,2-200以及乙基黄药对有用元素的捕收情况。结果-表明，丁基铵黑药、SN-9 捕收能力强，铜回收率高，同时铜精矿含锌也高；2-200 捕收能力较弱，  2但对铜有一定的选择性；添加适量乙基黄药所得指标最理想。

2.3  抑制砷试验

 由以上结果可见开路铜精矿砷的含量超标，对铜精矿质量与销售产生影响。为此，试验考察了除砷可行性。

 试验分别采用了石灰+硫化钠法、石灰+漂白粉法、石灰+铵盐法以及腐殖酸钠和水玻璃组合药剂法，对砷进行抑制，试验结果见表 3。

 由表 3可以看出，添加该三种抑制剂对砷的影响很小，与前面所作的结果没有太大的区别。但是对铜精矿的质量及铜中含锌还是有明显的影响的，从表 3看出石灰加组合药剂对提高铜质量最有效，而且在其影响下锌的损失也最小，石灰加硫化钠效果也不错，为尽量简化药剂制度，我们选择石灰加硫化钠法。

2.4  石灰用量试验

 为加大对闪锌矿的抑制，试验增加抑制剂ZnSO：和Na2S03的用量，扫选补加少量NaCN，考察石灰用量对锌走向的影响。

 由试验结果可知，石灰用量对锌走向影响不大；但是从铜精矿的产率方面可以看出，不加或添加过少铜产率就会过高，硫上浮量过大，而从前面试验总结可知，石灰用量过大铜精矿含锌会较高，因此，石灰不宜过大，pH9-10为宜。

2.5  流程结构及闭路探索

 根据以上开路试验药剂条件，探索闭路试验，考察最终精矿的金属含量分布情况。第一次试验结果铜精矿中含锌较开路大幅升高，我们又对流程结构进行了调整，将精选改为开路，试验结果见表4。

 由表 4结果可看出，锌精矿最终产品合格，但铜精矿品位较低，回收率也不高，同时含锌过高，为19.740ho，对此，需要逐步调整药剂用量，加大对闪锌矿的抑制。

3  闭路验证试验

 根据前面所做试验得出的结论，加强闪锌矿的抑制效果，进行闭路验证试验，试验结果见表 5，流程见图1。

 由表 5结果可以看出，经过闭路试验，最终铜精矿品位与回收率分别为15.27%、60.08%，其中含锌12.17%，略为偏高，含砷较高，为3.21%，从铜精矿颜色判断，怀疑是含砷黝铜矿，分选较难，而含银更是高达13020g/t；最终锌精矿品位与回收率分别为49.9l%、94.17%，其它有害元素含量较低，产品基本合格；且尾矿含硫为35.2%，占有率为71.64%．在上述试验的基础上，我们降低粗选石灰用量，由过去的3000g/t降为2000g/t，同时加大铜精选石灰量，由500g/t增加为1000g/t，考察可否降低铜精矿中锌的含量。试验结果见表 6。

 由表5和表6结果比较看出，改变石灰添加量后，铜精矿品位和回收率都有所提高，其值分别为  17.25%和66.72%，最终锌精矿品位和回收率分别为49.54%和95.43%，指标比较理想，由此可知降低粗选石灰用量、加大铜精选石灰量的方案是可行的。试验也基本达到委托方对产品质量的要求。

结论

 1)从矿石外观看矿物结构构造，属细粒浸染矿石，从磨矿细度及分离试验结果看，有用矿物之问共生关系密切，特别是铜与锌、砷、锑，分离效果不理想，疑为不能单体解离，或为类质同象等不能用机械方法分离。所以该矿样属难选多金属矿。

 2)从原矿多元素分析结果看，矿石中主要有价元素为铜、锌、银、锑、硫，有害元素为砷。主要回收矿物为铜矿物、锌矿物，银伴生回收到铜精矿、锌精矿中；锑含量较低，同时其可浮性与铜矿物较接近，暂时将其富集到铜矿物中。

 3)原矿含硫高达34%，原则流程只能选择优先或部分混浮。同时试验表明铜精选闭路（中矿顺序返回）则铜锌互含高，为此我们将流程结构调整为精选开路，铜精矿含锌大大降低。

 4)经反复试验，在石灰调浆的弱碱性条件下，采用铜锑部分混浮、加强抑锌的工艺流程。选铜捕收剂采用捕收能力稍弱的乙基黄药混合选择性较好的Z-200，而选锌则采用捕收性能相对较强的丁基黄药作捕收剂。浮选流程为选铜作业四次精选、一次扫选，选锌作业一次精选、一次扫选。通过闭路试验，最终获得比较满意的结果：铜精矿品位和回收率分别为17.25%和66.72%，精矿含锌和砷稍微超标；锌精矿品位49.54%（仅一次精选，还有提升空间），回收率达95.43%，锌精矿互含达标；同时尾矿含硫超过35%，互含也未超标，为合格硫精矿。

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