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从钨矿选矿设备的尾矿中回收铜和锌的试验和研究

 某钨锡多金属矿富含铜锌硫化矿，选矿厂先采用重选获得钨锡粗精矿，然后对粗粒及细泥粗精矿  和分别用枱浮和浮选方法脱硫，以获得钨锡精矿。目前，选矿厂在回收钨锡后，仍希望回收铜锌硫化矿，以提高矿产资源的综合利用率，为此进行了从钨锡尾矿中回收铜锌的研究。

1  矿样性府

 试验矿样为选矿厂重选锡钨粗精矿经枱浮、摇床选别出的硫化矿以及细泥尾矿经混合浮选获得的硫化矿的混合样。矿样中主要矿物为黄铜矿、铁闪锌矿、黄铁矿、毒砂、锡石、黑钨矿、白钨矿和石英等，其中黄铁矿和毒砂的含量较高。矿样多元素分析结果列于表 1。矿样的筛析结果列于表 2。由表 2可知，+0.2 mm铜和锌的占有率分别为33.89%和28.73%，矿样粒度较粗，矿物没有完全单体解离，需磨矿后才能达到单体解离。

1 试验结果与讨论

 矿样表面由于在生产过程中覆盖一层浮选药剂，为了改善选别效果，在选铜锌硫化矿前先需脱药，以去除硫化矿表面残留的药剂，为此在磨矿作业添加一定量的活性炭。

2.1  磨矿细度的确定

 试验矿样的粒度较粗，-75 μm占34%左右，由于粒度粗矿物之间多呈连生体存在，因此在浮选铜、锌硫化矿前仍需再磨。试验流程如图1所示，试验结果见图2。由图2可知，随磨矿细度增加，铜粗精矿的品位和回收率增加，但增加到一定程度，品位和回收率不再增加，而锌粗精矿的品位和回收率呈降低趋势。经综合考虑，硫化矿分离浮选的磨矿细度为-75 μm占83%比较适宜。

2.2  铜矿物的浮选

2.2.1  硫酸锌用量试验

 锌矿物被铜离子活化后可浮性很好，为了使铜和锌硫化矿能有效分离，在浮选铜时，需添加闪锌矿的抑制剂硫酸锌。硫酸锌用量的试验结果如图3所示。由图3可知，随着硫酸锌用量增加，铜粗精矿的铜品位下降，回收率增加，而锌在铜粗精矿中的损失先降后升。故选择硫酸锌的合适用量为800 g/t。

2.2.2  粗选捕收剂用量的确定

 在铜粗选时，用Na2Si03和ZnSO4作调整剂，Dy和丁基铵黑药作捕收剂，进行捕收剂用量试验。试验结果列于表 3。由表 3可知，随着捕收剂用量的增加，铜粗精矿铜的回收率增加，铜品位降低，损失于铜粗精矿中锌金属的量也加大。因此，确定铜粗选捕收剂Dy+丁基铵黑药的用量为40+20 g/t。

2.2.3  粗选硫化钠用量试验

 少量的硫化钠对黄铜矿有活化作用，同时对铁闪锌矿有抑制作用，故对硫化钠的影响进行试验。在铜粗选时，按图4所示的流程进行硫化钠用量试验，试验结果列于图5，

从图5可知，随着硫化钠用量的增加，铜粗精矿的铜回收率下降，铜品位提高，锌在铜粗精矿的损失降低。在铜粗选中添加硫化钠虽有助于提高铜粗精矿品位，但浮铜尾矿含铜增加。这部分铜进入锌选别作业，将难以保证锌精矿品位。因此，综合  §考虑铜精矿和锌精矿的品位，选别过程中可不添加硫化钠。

2.3  锌矿物的浮选

2.3.1  粗选硫酸铜用量的确定

 在回收铜锌的过程中，希望硫、砷得到综合回收，为此，在浮锌时采用锌、硫、砷混合浮选的工艺。在浮选铜时添加了石灰和ZnS04等抑制剂，使铁闪锌矿、黄铁矿和毒砂等矿物受到抑制别。在对锌、硫、砷等硫化矿物进行浮选时，为提高这些矿物的浮游活性，需加硫酸铜进行活化。按图6所示的流程进行硫酸铜用量试验，试验结果如图7所示。从图7可以看出，随着硫酸铜用量增加，锌硫粗精矿产率增加，锌品位降低，锌回收率提高。硫酸铜用量达100g/t时，锌硫粗精矿的产率不再增加，锌品位和回收率比较高。因此，确定锌粗选作业硫酸铜的合适用量为100g/t。

2.3.2  锌精选石灰用量的影响

锌硫砷混浮后，需进行锌硫分选，为加强分选效果，用石灰抑制黄铁矿和毒砂。在Na2Si03用量为200 g/t的条件下，石灰用量试验结果如图8所示。由图8可知，随着石灰用量增加，锌精矿品位提高到一定程度后趋缓，而回收率呈下降趋势。经综合考虑，选择锌硫分选段石灰用量为1-2 kg/t。

2.4  闭路试验

 在条件试验的基础上，进行硫化矿分离浮选的全流程闭路试验，试验原则流程如图9所示，试验结果列于表 4。由表 4可知，采用该流程从选钨锡的尾矿中回收铜锌，可获得铜精矿品位23.850、回收率90.02%，锌精矿品位 45.02%、回收率85.18%的指标，铜锌得到综合回收。

3  结论

 从选钨锡的尾矿中回收铜锌，须先磨矿、脱药，再采用先铜后锌的优先浮选工艺回收铜锌。浮铜时用Dy+丁基铵黑药作捕收剂，硫酸锌和水玻璃作抑制剂，可加强铜的浮选及对锌硫的抑制；浮锌时先用硫酸铜将铁闪锌矿和黄铁矿等硫化矿物活化，再添加捕收剂丁基黄药，在给矿铜锌品位分别为1.42%、2.78%时，获得铜精矿品位 23.85%、回收率90.02%，锌精矿品位 45.02%、回收率85.18%的指标，达到了预期试验指标。

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