铜锌混合精矿浮选分离试验研究.pdf

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第2O卷第11期中国矿业Vo1．2O。No．112011年11月CHINAMININGMAGAZINENov．2Ol1铜锌混合精矿浮选分离试验研究陈建华，李宁钧，曾冬丽(广西大学资源与冶金学院，广西南宁530004)摘要：铜锌硫化矿浮选分离一直是选矿界的难题。针对铜锌混合精矿嵌布粒度微细、残留药量大、次生铜离子活化闪锌矿的特点进行了浮选试验研究。试验研究结果表明，活性炭和硫化钠配合脱药效果显著，捕收剂乙硫氮具有更好的捕收性和选择性，新型抑制剂FS与硫酸锌、亚硫酸钠组合使用能有效抑制闪锌矿。在铜锌混合精矿中铜品位7．88、锌品位22．45的条件下，经过一次粗选获得精矿铜品位为16．85％，回收率为62．5O，精矿中锌互含降到了7．53％。关键词：铜锌分离；脱药；捕收剂；抑制剂中图分类号：TD952．1文献标识码：B文章编号：1004—4051(2Ol1)l1—0078—05Experimentalstudyonmixedconcentrateofcopper。zincflotationseparationCHENJian—hua，LINing—jun，ZENGDong—li(SchoolofRescourcesandMetallurgy，GuangxiUniversity，Nanning530004，China)Abstract：Flotationseparationofcopper—zincsulphideoreshasbeenadifficultprobleminthemineralprocessingfield．Inlightofthefactthatmixedconcentrateofcopper—zinchasthecharacteristicsoffinedis—seminationsize，highreagentresidueandsphaleritebeingactivatedbycoppercation，theflotationexperi—mentwascarriedout．Theexperimentalresultsshowedthatactivatedcarbonandsodiumsulfidewereusedtodereagentachievedperfectresult，diethyldithioearbamatehasmorestrongcollectingandselectingascol—lector，thecombineduseofthenewtyperestrainerFS，zincsulfateandsodiumsulfitecandepresssphaler—iteeffectively．Afteronestageofroughing，copperconcentratewithgradeof16．85andrecovery62．5O％wereobtainedwhenthemixedconcentrateofcopper—zincwithgradeof7．88copperand22．45zinc。thecontentofzincinthecopperconcentratewasdecreasedto7．53．Keywords：copper—zincseparation；dereagent；collector；depressant广西拉么选厂处理的矿石，为铜锌多金属硫制剂是解决铜锌分离的重要研究方向。化矿石。该矿石铜锌硫化矿致密共生，嵌布粒度1试验研究方法细，由于无法实现铜锌分离，而采用铜锌混浮后1．1矿样制备以铜精矿产品直接出售。由于铜精矿中锌含量高，试验所用矿样为拉么矿区经浮选后的铜锌混因此严重影响了铜精矿价格，使得企业经济效益合精矿。首先将铜锌混合精矿自然晾干，然后采受到很大的影响。用移锥法反复堆锥3～5次，将试样混匀。浮选试由于混浮后残留大量药剂，矿物表面覆盖着验时，每次取150g混匀好的矿样进行试验。药剂薄膜，并且在磨矿过程中产生的铜离子对闪1．2矿样性质锌矿有活化作用，大大提高了闪锌矿可浮性，使为了更加细致的研究样品的组成，嵌布嵌镶得闪锌矿与黄铜矿的可浮性差异减小，传统的药关系，嵌布粒度等相关工艺，取A与B两个均分剂制度根本无法实现有效的分离。因此，寻找合样品进行了QEMSCAN扫描。理的脱药药剂和高效的、选择性强的捕收剂和抑研究结果表明，矿石样品中矿物组成较多，主要有用矿物是黄铁矿、黄铜矿及闪锌矿，脉石矿物收稿日期：2O11O122主要为石英、硫化物及其他微量矿物，如斜长石、作者简介：陈建华(1971一)，男，汉族，四川西昌人，教授，博士生导师，主要从事电化学及浮选药剂的研究与教学工作。方解石等。矿样中主要元素含量见表1。 第11期陈建华，等：铜锌混合精矿浮选分离试验研究主要矿物颗粒平均粒径见表2。由表2可以看外，本次QEMSCAN扫描，从彩色矿物颗粒图片出，黄铁矿、毒砂主要为粗颗粒分布，闪锌矿、可以看出，样品矿物颗粒没有充分单体解离。黄铜矿则粒度较细，基本存在于一37tim中。此表1矿样主要成分／样品A样品B1．3浮选方案选择锌的回收率都逐渐下降；在磨矿细度一320目从脱药是铜锌混合精矿浮选分离的首要因素n]。92．9到96．6的过程中，锌的回收率下降趋势在脱药后再磨和磨矿后脱药的方案选择上，根据愈发明显，由94．11下降到了86．92％。同时，理论上脱药后再磨能产生更多的新鲜表面，利于铜和锌的品位都是随着磨矿细度的减小，先下降下一步浮选分离和探索性试验的综合分析后，选再升高，之后变化不明显。总体上来看，随着磨择脱药后再磨浮选分离的方案。铜锌分离方案有矿细度的变化，铜精矿中锌的品位和回收率都较抑锌浮铜和抑铜浮锌两种，这两种方案都有报道。高，变化不明显，说明该混合精矿在没有找到合由于黄铜矿可浮性比闪锌矿好，又该矿物中锌品理的药剂制度前，分离难度非常大。通过对矿石位高于铜，根据“浮少抑多”的原则，故采用抑性质中铜锌硫化矿的嵌布粒度进行分析后，先暂锌浮铜的方案。定磨矿细度一320目92．9。2试验结果与分析2．1磨矿细度试验铜锌混合精矿浮选分离前的磨矿作业的目的，是使铜锌矿物充分单体解离，同时又避免过磨导致矿物泥化难以浮选，所以寻找合适的磨矿细度褂是浮选分离的关键因素。试验流程如图l，先加入回硫化钠33．33kg／t进行脱药，磨矿时加入硫化钠300g／t在球磨机中，浮选时依次加入：石灰3000g／t、硫酸锌4000g／t、亚硫酸钠2000g／t、丁黄药200g／t、2油30g／t。原矿图2磨矿细度对精矿回收率的影响图1磨矿试验流程图试验结果见图2、图3。试验结果表明：随着磨矿时问的增加，一320目含量也随之增加，铜和图3磨矿细度对精矿品位的影响 80中国矿业第2O卷2．2脱药试验到铜精矿中，从而造成铜精矿含锌高。因此，浮由于矿石经选矿厂混合浮选后，残留了大量选分离之前必须进行脱药。混合浮选药剂在铜锌混合精矿中，如果未经脱药本次试验研究采用的是脱药后再磨浮选分离方直接进入铜锌分离作业，吸附在锌矿物表面的药案，对硫化钠单独使用和硫化钠与活性炭组合使用剂使得抑制剂很难对其有效抑制，导致大量富集的脱药效果进行了对比试验。试验结果见表3。表3脱药试验结果硫化钠产物品位／回收率／用一名称产率／亘l~1．／1／1kg-／t)Zn铜精矿尾矿原矿铜精矿尾矿弛踮船够蛎原矿82∞82∞64∞64∞铜精矿尾矿原矿硫化钠+硫化钠产物名称产率品位／回收率／／用量／(kg／t)(一0n∞∞卜二盯CUZnCU铜精矿尾矿原矿铜精矿尾矿原矿铜精矿尾矿原矿铜精矿a～一2互7L3弘&603盯60尾矿0原矿从试验结果可见，单独使用硫化钠脱药时，为5．33kg／t和33．33kg／t配合使用脱药的条件由于硫化钠用量过大，导致脱药后进行浮选分离下5，4考察7了单2独使用乙硫4氮5、丁铵黑药、KM一109时，残留的硫化钠对铜锌矿一物∞有抑制作一用。虽一然以3l¨及78乙硫O9氮7和12丁O铵黑药0组83合26=三使0㈣用作为捕收剂的浮铜精矿中锌品位较低，在11左右，但是铜的回选效果。乙硫氮、丁铵黑药、KM109都对硫化铜收率过低，最高也只有36．03。当活性炭与硫矿具有良好选择性和捕收力，是铜一锌、铜一硫分离化钠配合使用脱药时，由于活性炭可以吸附被硫常用的捕收剂。由表4可见，单独使用乙硫氮作为化钠从矿物表面排挤下来的捕收剂和脱药时加入捕收剂用量为50g／t时，铜精矿中铜品位达到的残留硫化钠，所以铜和锌的回收率都明显提15．18％，为所有结果中最高，并且锌品位为所有高。虽然相比较单独使用硫化钠脱药，铜精矿中结果中最低的14．45。随着用量从5Og／t增大到锌含量升高不少，但是铜的回收率得到了保证。150g／t，铜品位逐渐降低，锌品位急剧升高，从当活性炭和硫化钠的用量分别为5．33kg／t和14．45升高到了22．84。而以乙硫氮和丁铵黑33．33kg／t时，精矿中铜的品位最高，为药组合以及单一KM一109作为捕收剂时，铜精矿中12．45，锌的品位最低，为20．38，铜的回收铜品位都较单独以乙硫氮为捕收剂用量50g／t时率达到了85．13，此脱药药剂使用方案效果低，锌的品位也上升显著，大都在2O左右，分最佳。离效果相对较差。综合考虑精矿品位和回收率指2．3捕收剂试验标后，选择乙硫氮作为捕收剂且用量为50g／t比在磨矿时间2rain和活性炭与硫化钠用量分别较适宜。 第11期陈建华，等：铜锌混合精矿浮选分离试验研究81表4捕收剂种类与用量试验结果捕收剂品位／回收率／产物名称产率／种类用量／(g／t)CuZnCuZn乙硫氮5O铜精矿71．77尾矿28．23原矿100铜精矿85．21尾矿14．79原矿100铜精矿78．73尾矿21．27原矿1oo铜精矿76．3乙硫氮+丁铵黑药尾矿23．7原矿lOO铜精矿73．48尾矿26．52原矿1003654蚰54。4乱509：o．。4“5oO4盯5O540铜精矿78．97。0尾矿21．03原矿100铜精矿45．69尾矿54．31原矿100铜精矿73．68尾矿26．32原矿100铜精矿77．61尾矿22．39原矿1002．4抑制剂试验Zn(0H)是亲水性胶体，它吸附在锌矿物表本次试验研究采用的是抑锌浮铜方案。由于面上使之亲水，还会排挤一部分捕收剂，从而使磨矿过程产生的次生铜离子容易在闪锌矿表面生锌矿物受到抑制；另外，它还可以吸附一部分矿成一层CuS薄膜，使得闪锌矿和黄铜矿的表面性浆中的铜离子，预防闪锌矿被其活化。试验结果质相近，可浮性差异减小，从而造成了铜锌分离见表5。困难]。因此，寻找到合理、高效的抑制剂及其最从表5可以看出，硫酸锌+亚硫酸钠+FS组佳组合条件，是解决铜锌分离的关键所在。在考合抑制剂的分离效果，明显优于其他两组抑制剂。虑到组合抑制剂之间的协同效应以及查阅文献资当硫酸锌十亚硫酸钠十FS用量分别为8kg／t、料的基础上，对硫酸锌+亚硫酸钠、硫酸锌+亚5．33kg／t、2kg／t时，铜精矿中铜品位达到硫酸钠+GZT、硫酸锌+亚硫酸钠+FS三种组合16．32％，锌品位为9．87，较其他两组铜精矿中抑制剂进行了浮选试验研究。其中，GZT是广西锌品位降低了7个百分点左右。大学陈建华教授开发出的一种抑制锌的有机抑制试验结果说明，新型抑制剂FS与硫酸锌、亚剂，并且在广西长坡选矿厂的铅锌分离中得到了硫酸钠组合使用，抑制锌效果显著。所以，在硫成功的应用l_3j。FS是针对本次试验研究开发出的酸锌和亚硫酸钠用量分别为8kg／t、5．33kg／t不对次生铜离子活化的闪锌矿的一种去活剂。在加变的条件下，接着考察新型抑制剂FS的用量。从入抑制剂前，先加入生石灰3000g／t调节矿浆，表6的试验结果可以看出，随着FS用量的增加，为铜锌分离创造良好的浮选氛围，并且可以加强铜精矿中铜的品位略有升高，变化不是很明显；硫酸锌对闪锌矿的抑制作用。硫酸锌在碱性矿浆锌品位先上升后下降再上升，在FS用量为4kg／t中的反应式为l4]：时达到最低的7．35。铜和锌的回收率都随着FSZnSO+2oH一一一Zn(OH)2+SO用量的增加先上升后下降再上升，其中铜的回收 82中国矿业第2O卷率变化较明显，在FS用量从3kg／t增加到5kg／t定组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠+FS用量分别为的过程中，铜的回收率从48．82上升到了8kg／t、5．33kg／t、4kg／t。67．41％。综合考虑浮选指标和生产成本，最终确表5抑制剂种类与用量试验结果表6新型抑制剂FS试验结果2．5磨矿细度校核试验低，分离效果较好。虽然铜回收率62．50较低，由于之前进行磨矿细度试验时，药剂制度的使但综合考虑之后的扫选，可以提高铜回收率和磨用还没达到最佳，从试验结果还无法确定最佳磨矿矿成本，故选择磨矿细度一320目92．9％。细度，只是通过QEMSCAN扫描得知的矿物嵌布粒度分析暂定磨矿细度为一320目92．9。因此，针对本次铜锌混合精矿分离的特点，在确定了药剂制度后，再进行磨矿细度试验是很有必要的。试验按图1的流程进行。试验条件如下：先加斟入活性碳5．33kg／t和硫化钠33．33kg／t进行脱固药，磨矿时在球磨机中加入硫化钠0．3kg／t，浮选时依次加入石灰3．33kg／t、硫酸锌8kg／t、亚硫酸钠5．33kg／t、FS4kg／t、乙硫氮50g／t、2号油30g／t。从试验结果图4、图5可见，当磨矿细度一320目92．9时，铜精矿中铜品位为图4磨矿细度对精矿回收率的影响16．85，仅略低于一320目96．6的铜精矿中铜品位的17．05，锌品位7．35为所有结果中最(下转第86页) 86中国矿业第2O卷顶板离层监测唔宴繇拄图5测站2顶底板离层曲线图6端锚锚杆工作荷载曲线图7锚索工作荷载监测曲线5结论[2]昝月稳，俞茂宏，赵坚．高应力状态下岩石非线性统一强度理说明本文对深部要应力离层断裂型巷道工程论fJ]．岩石力学与工程学报，2004，23(13)：2143—2148．[3]孙晓明．煤矿软岩巷道耦合支护理论研究及其设计系统开软岩的变形特性、变形机理分析正确，所采用的发[D]．北京：中国矿业大学，2ooz．支护原则、支护方案、支护材料、施工工艺与围[4]Qin，S．Q．Primarydiscussiononformationmechanism0f岩变形特性实行强度、刚度、变形、结构的基本dissipativestructureininntabilltyprocessofrock—massEJ]．耦合。IChinesejournalofRockMechanicsandEngineering，2000，参考文献19(3)：265269．[1]何满潮，景海河，孙晓明．软岩工程力学[M]．北京：科[5]何满潮，孙晓明．中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工学出版社，2002．指南[M]．北京：科学出版社，2004．米米米米米米米米米米米米米米米来米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米(上接第73页)[2]刘万峰，王立刚，孙志健，等．难选含磷鲕状赤铁矿浮选参考文献工艺研究EJ]．矿冶，2OlO，l9(1)：1318．[1]姚敬劬，张华成．宁乡式铁矿工艺矿物学特征及选矿效果[3]文勤．鲕状赤铁矿提铁降磷工艺研究[D]．武汉：武汉理预期[J]．资源环境与工程，2008，22(5)：481—487．工大学，2006．米米米来米米米来米米米米米米米米米柴米米米米来米柴米米米米米栗米米米来米米米米米米．；I}米柴米米米米米(上接第82页)验，才能确定最佳磨矿细度。2)硫化钠与活性炭组合使用脱药，发挥相互协同效应，脱药效果优于单独使用硫化钠。3)采用乙硫氮作为捕收剂，捕收性和选择性较强，铜精矿中铜回收率与丁铵黑药、KM一1O9以及乙硫氮和丁铵黑药组合使用作为捕收剂时相近，而铜品位得到提高，锌含量下降明显。4)新型抑制剂FS与硫酸锌、亚硫酸钠组合使用，能有效抑制闪锌矿，大大降低了铜精矿中锌的互含。_一磨矿细度一320¨参考文献[1]郑利强，胡秀梅．某铜锌选矿厂混合精矿脱药试验研究图5磨矿细度对精矿品位的影响[J]．有色金属：选矿部分，2006(2)：9—11．[2]于雪．铜锌硫化矿难以分离的可能原因及解决途径[J]．3结论国外金属矿选矿，2004(9)：4—8．1)该混合精矿在没找出合理的药剂制度之[3]龙秋容，陈建华，李玉琼，等．铅锌浮选分离有机抑制剂前，进行磨矿细度试验，试验结果无法确定最佳的研究[J]．金属矿山，2009(3)：5458．[4]龚明光．泡沫浮选[M]．北京：冶金工业出版社，2008：磨矿细度，表明了该混合精矿的分离难度很大。1≯715所以，在确定药剂制度之后进行磨矿细度校核试