和谐选矿低碱度条件选锌生产实践

杨慧武

（江西铜业集团七宝山矿业有限公司，江西 上高 336403）

1 引言

江西铜业集团七宝山铅锌矿属复杂难选多金属硫化矿。矿石含铜、铅、锌、硫等多种有用金属。矿石嵌布粒度细、铅锌连生紧密，各有用矿物可浮性差异小、分离难度大［1-2］。七宝山铅锌矿工艺流程为全优先浮选工艺。按浮铅、浮锌、浮硫的顺序，依次选出铅精矿、锌精矿、硫精矿。自选厂1990年投产以来，选锌作业长期使用传统的方法，石灰作调整剂、CuSO4作活化剂、黄药作捕收剂，而捕收剂的变化在于乙黄药和丁黄药的比例的调整。该传统的药剂工艺，锌粗选pH值为9.5～10.0，锌精选pH值为11.5～12.0，一直延续到2002年［3-4］。2003年至2006起，使用捕收剂ZY101药剂和黄药选锌。自2007年开始，选厂自行探索选锌的新方法，通过把丁铵黑药和黄药混用，改善锌与硫的分离效果，以达到减少石灰用量，在低碱度条件下，浮选出锌精矿，保证了锌回收率的稳定和提高。在长期的生产实践中运用该套方案进行选锌取得了良好的效果。2007年-2020年6月，在原矿含锌平均为3.46%的条件下，获得了锌回收率87.70%的指标，比传统的选锌方法提高了3%的锌金属回收率。本文介绍了为提高锌金属回收率所进行的工作［5-6］。

2 原矿性质

原矿多元素化学分析结果见表1。

表1 原矿多元素化学分析结果 %

其中，锌和硫的主要矿物特征及嵌布特性为：

闪锌矿：一般呈他形粒状，细粒集合体居多。常与方铅矿、黄铜矿紧密共生，呈浸染状嵌布于脉石矿物粒间。另有少量闪锌矿呈疏密不均，粒状不一的浸染状分布脉石矿物中。此外闪锌矿颗粒内普遍含有难解离的乳滴状黄铜矿。

黄铁矿：大部分呈自形、半自形晶体状，或呈不规则粒状集合体，偶见呈胶状。黄铁矿常与黄铜矿、方铅矿共生，或交代黄铜矿、闪锌矿、毒砂等呈交代连晶。部分黄铁矿被闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、斑铜矿、毒砂、镍辉钴矿交代或呈细粒状均匀分布。另外还有少量零星的黄铁矿分布于脉石矿物间。黄铁矿的另一种产状是在黄铁矿中含有许多细粒黄铜矿、辉铜矿包祼体，以及微细粒状钴，毒砂也含于黄铁矿中。此外，黄铁矿也呈分散细粒状、等轴状的包体包含于闪锌矿中，粒度很细，大部分小于15μm，只有磨到极细时，才能使这些矿物解离。

3 低碱度条件下锌浮选实验室试验

针对生产现场操作中，加大锌浮系统石灰时，锌精矿品位明显好转，而锌精矿泡沫易空，锌尾易跑的情况以及石灰、CuSO4、黄药三者的关系的平衡点难掌握的现状，探索和谐选矿、轻拉轻压的方法，在实验室开展小型试验探索研究。

3.1 捕收剂种类试验

在生产现场取选铅的尾矿开展选锌条件试验。试验条件中石灰用量200g/t，pH值为7.5，CuSO4用量250g/t，变动捕收剂种类。见图1。

图1 锌粗选捕收剂种类试验

本试验共开展了三组捕收剂条件试验。1号试验为乙黄药和丁黄药的1∶1组合各15g/t；2号试验为单一丁黄药作捕收剂30g/t；3号试验为乙黄药、丁黄药、丁铵黑药1∶1∶1的组合各10g/t。试验结果见表2。

表2 锌粗选捕收剂种类试验结果

由表1试验结果可以看出：1号试验和2号试验在低碱条件下，硫上浮量较多、锌硫分离效果差于3号试验。采用乙黄药、丁黄药、丁铵黑药的组合在低碱条件下无论是品位、还是回收率都明显更优。这与丁铵黑药拉硫能力弱有密切关系。

3.2 石灰用量试验

在固定CuSO4用量200g/t，捕收剂为乙黄药∶丁黄药∶丁铵=1∶1∶1，用量30g/t，起泡剂用量24g/t的前提下，开展了石灰用量的条件试验。试验流程图见图2。

图2 锌粗选石灰用量试验结果

本试验共开展了四组石灰条件试验。1号试验为石灰用量100g/t；2号试验为石灰用量200g/t；3号试验为石灰用量300g/t；4号试验为石灰用量400g/t。试验结果见表3。

表3 锌粗选石灰用量试验结果

根据试验结果可知，石灰用量在300g/t时，结果更优。

3.3 硫酸铜用量试验

在固定石灰用量在300g/t，捕收剂（乙黄药∶丁黄药∶丁铵=1∶1∶1）30g/t，起泡剂24g/t的条件下，开展硫酸铜用量条件试验。试验流程见图3。

图3 锌粗选硫酸铜用量试验结果

本试验共开展了三组硫酸铜条件试验。1号试验为硫酸铜用量200g/t；2号试验为硫酸铜用量250g/t；3号试验为硫酸铜用量300g/t。试验结果见表4。

随着硫酸铜用量的增加，锌粗精矿品位和回收率反而成下降趋势。这是因为硫上浮更多，挤占了目的矿物锌的浮选时间。低碱浮选有利于降低硫酸铜用量，从表4可知硫酸铜用量在200g/t时，结果更优。

表4 锌粗选硫酸铜用量试验结果

3.4 捕收剂用量试验

在固定石灰用量在300g/t，硫酸铜用量200g/t，起泡剂24g/t，开展捕收剂（乙黄药∶丁黄药∶丁铵=1∶1∶1）的用量条件试验。试验流程见图4。

图4 锌粗选捕收剂用量试验结果

本试验共开展了三组捕收剂条件试验。1号试验为捕收剂用量20g/t；2号试验为捕收剂用量30g/t；3号试验为捕收剂用量40g/t。试验结果见表5。

由表5可知，捕收剂在30g/t和40g/t时，均能获得较好指标，品位和回收率接近。这表明了使用丁铵黑药和黄药混合选锌，可以方便现场调药，在一定范围内操作有利于指标的平衡和稳定。

表5 锌粗选捕收剂用量试验结果

4 生产实践

七宝山铅锌矿选锌工艺流程为一粗三扫三精。1994-2002年采用的是乙、丁黄药为捕收剂选锌，在原矿含锌5.62%的条件下，平均回收率为83.78%，见表6。 2003-2006年采用ZY101辅助黄药为捕收剂选锌，在原矿含锌2.30%的条件下，平均回收率为80.73%，见表7。自2007年开始使用丁铵黑药和黄药混用为捕收剂后，锌回收率稳步提升中，在原矿含锌3.47%的条件下，平均回收率达87.70%，见表8。

表6 1994 -2002年选矿生产指标

表7 2003-2006年选矿生产指标

表8 2007-2020年选矿生产指标

采用黄药选锌，硫上浮量大，需要采用高碱度，石灰用量大，锌粗选pH值为9.5～10.0，锌精选pH值为11.5～12.0。现场实践表明，操作难度较大，较难控制跑尾。因此锌回收率不稳定，总体锌回收率偏低。

2005年、2006年，原矿含锌品位下降幅度大，对锌回收率有较大影响。我们在长期的生产实践中发现，用ZY101辅助黄药选锌，具有良好的选择性，石灰用量低，可以实现低碱度条件下选锌。在原矿含锌3%左右的条件下，可以获得锌回收率85%的生产指标。

采用丁铵黑药和黄药混用的选矿方法，较好地解决了锌硫分离的问题，现场石灰添加仅在锌精三作业且用量在700～800g/t，实现了和谐选矿低碱条件下浮锌。

5 结论

（1）国内传统的选锌方法是采用丁黄药和乙、丁黄药混用，该方法的特点是硫容易上浮，石灰用量大，锌粗选pH值为9.5～10.0，锌精选pH值为11.5～12.0，一般在吨原矿1.5kg以上。使用丁铵黑药和黄药混用后，石灰用量为700～800g/t原矿，实现了“轻拉轻压”和谐选矿。

（2）丁铵黑药和黄药混用，硫上浮量减少，有利于锌硫分离，在生产操作中“拉”与“压”的平衡度更容易掌握，适应于锌硫可浮性差异小的矿石浮选。

（3）经过十几年的生产实践表明，采用丁铵黑药和黄药混用的选矿方法选锌，锌金属回收率更优。