甘肃某多金属硫化矿废石高效选矿技术研究

张莉

(金川集团股份有限公司选矿厂，甘肃 金川 737100)

甘肃某铜多金属硫化矿矿山自上世纪五十年代开始生产，经过六十多年的开采，矿山资源已经濒临枯竭，已探明资源储量与矿区民生的矛盾日益突出。为延长矿山服务年限，提高矿区群众的生活水平，维护矿区社会稳定，除了在现有矿山的深部和外围加强资源勘查力度以外，如何充分利用多年开采过程中堆积的废石资源也是选矿工作者面临的重要任务之一[1-3]。经过初步测算，该矿山目前堆积的废石量接近3亿t，铜品位在0.1%左右，铜金属量接近特贫铜矿石中铜的含量。

1 实验材料

1.1 矿石性质

实验所用矿山废石选自甘肃某铜多金属矿山，废石中有价矿物主要为黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿，脉石矿物主要为石英、石榴子石、长石及少量的尖晶石。由目前资料可知，在实际工业生产中，X荧光分选机在处理-20 mm及+150 mm粒度范围内矿样时误差较大[4-5]，因此，实验过程中+150 mm粒级矿样破碎至-150 mm，矿样经过筛分后选取-150+20 mm范围内矿样进行荧光预选实验，-20 mm堆存另处理，原矿粒度组成见表1。

表1 废石粒度组成Table 1 Size distribution of waste ore

1.2 试剂

实验所用丁基黄药、Z-200、乙硫氮、亚硫酸钠购自中华试剂网，均为化学纯，氧化钙购自山东天源化工有限公司，为工业级。

2 实验结果与分析

2.1 废石预选及预选后矿石性质

X荧光光谱仪用于矿物表面元素成分的检测是一种非常有效的方法，具有检测速度快、分析元素多、精度高、可同时分析多种元素的优点，被广泛应用到矿山、环境、化工等领域[6]。矿山废石经过前期探索，铜品位在0.1%左右，属于特贫铜矿石，且经过多年的雨水淋溶，废石泥化严重，因此，本实验首先采用美国Thermo Fisher Scientific Niton XL型手持式荧光光谱仪对铜矿废石进行初步预选，抛掉大部分有价元素含量极低的废石。

预选时荧光光谱仪探头离矿物表面5 cm左右，此时调整的主要参数为光谱仪的分离阈值，分离阈值与精矿铜品位和回收率的关系见表2。

表2 荧光光谱仪预选效果Table 2 Pre-sorting results of fluorescence spectrometer

由表2可看出，随分离阈值的增加精矿指标呈现铜、锌品位逐渐上升而回收率逐渐下降的趋势。当分离阈值为0.15时，可获得铜品位为1.10%，铜回收率82.3%，锌品位为1.09%，锌回收率为75.6%的选别指标。预选后矿石的矿物分析见表3，化学多元素分析见表4，不同粒级矿样的MLA分析见图1。

表3 预选后矿石的矿物组成Table 3 Mineral compositions of ore after pre-sorting

表4 预选后矿石化学多元素分析/%Table 4 Multi-elements analysis of ore after pre-sorting

图1 不同粒级矿样MLA分析Fig.1 MLA analysis for mineral particles of different size fraction

由表3、4可知，预选后矿石中的有价矿物主要为黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿。由图2可看出，随粒度减小，三种矿物的解离度逐渐提高，整体而言，黄铜矿的嵌布粒度要大于闪锌矿和黄铁矿，因此，在后续浮选过程中，对铜矿物要采取早收快收的浮选工艺，而对闪锌矿和黄铁矿则要通过增加磨矿细度来提高二者的解离度和浮选回收率。

2.2 浮选实验

2.2.1 铜矿物粗选实验

(1) 磨矿细度实验

在捕收剂丁基黄药用量为50 g/t，调整剂石灰用量为2000 g/t，起泡剂2#油用量为20 g/t时给矿粒度与铜粗选指标的关系见图2。

图2 磨矿细度与铜粗选精矿指标的关系Fig.2 Relationship between grinding fineness and Cu roughing indexes

由图2可以看出，随给矿细度的增加，铜回收率逐渐上升而品位则逐渐下降。当-0.074 mm超过85%时，指标变化放缓且此时产生了较多的次生矿泥，综合考虑，确定给矿粒度为-0.074 mm 85%。

(2) 捕收剂种类及用量对浮选指标影响研究

因预选后的铜矿石风化现象严重，磨矿过程中容易产生次生矿泥，因此，为高效回收废石中的有价元素，本实验研究了几种常见硫化矿捕收剂的浮选性能，以期从种类繁多的硫化矿捕收剂中选出适合该类型矿石的捕收剂。在调整剂石灰用量为2000 g/t，起泡剂2#油用量为20 g/t时丁基黄药、Z-200、乙硫氮对矿石的选别效果分别见图3。

图3 不同捕收剂的选别指标Fig.3 Flotation behaviors for various collectors

将不同捕收剂的较佳选别指标列表，由表5可知，三种捕收剂中Z-200的品位和回收率均超过其他两种药剂，因此，本研究中选择Z-200作为黄铜矿的捕收剂，此时Z-200药剂用量为80 g/t，石灰用量为2000 g/t，2#油用量为20 g/t。

表5 不同捕收剂体系中的较佳选别指标Table 5 Optimum beneficiation indexes for different collectors

(3) 石灰用量对分选指标的影响

石灰是硫化矿浮选过程中的常用调整剂，对黄铁矿有较好的抑制作用而对黄铜矿的抑制作用较弱，因此可较好的改善硫化铜精矿指标[7]，石灰用量与选别指标的关系见图4。

图4 石灰用量与选别指标的关系Fig.4 Relationship between lime and flotation indexes plot

由图4可以看出，随着石灰用量的增加，精矿品位和回收率同步改善，这可能是石灰的加入优化了浮选矿浆环境，使浮选体系的选择性提高的缘故造成的。由分选指标可以看出，当石灰用量超过2000 g/t时，精矿指标变化不大，因此，本研究中较佳石灰用量选择2000 g/t。

(4) 亚硫酸钠用量对分选指标的影响

亚硫酸钠是闪锌矿的常用抑制剂，因预选后的矿石中含有较高的闪锌矿[8-9]，因此，为提高铜粗选过程的指标，本实验对亚硫酸钠用量与浮选指标的关系进行了研究，结果见图5。

图5 Na2SO3用量与选别指标的关系Fig.5 Relationship between Na2SO3 and flotation indexes plot

图5 可知，随亚硫酸钠用量增加，精矿品位和回收率呈现相反的变化规律，综合分析的当Na2SO3用量为800 g/t时候指标较佳，此时铜精矿品位为9.84%，回收率为94.00%。

(5) 2#油用量对分选指标的影响

2#油是硫化矿浮选中的常用起泡剂，其用量与选别指标的关系见图6。

图6 2#油用量与选别指标的关系Fig.6 Relationship between 2# oil and flotation indexes plot

由图6可看出，当2#油用量超过10 g/t时，精矿回收率变化不大，但品位则逐渐降低，因此，较佳2#油用量选择10 g/t，此时可获得铜品位为10.45%，回收率为93.5%的精矿产品。

由以上实验可以看出，铜粗选阶段的较佳工艺条件为捕收剂Z-200用量为80 g/t，抑制剂石灰和Na2SO3用量分别为2000 g/t和800 g/t，起泡剂2#油用量为10 g/t，此时可获得铜品位为10.45%，回收率为93.5%的粗选产品。

2.2.2 锌矿物粗选实验

该部分实验方法与2.2.1部分一致，在该部分中重点研究了丁黄药体系和Z-200体系中捕收剂用量、抑制剂石灰用量和活化剂硫酸铜用量对锌粗选指标的影响，不同体系中的较佳指标及药剂用量见表6。

表6 不同捕收剂体系中锌粗选精矿较佳指标对比Table 6 Comparison of different optimum flotation results of Zn ore for various collector systems

由表6可知，Z-200对硫酸铜活化后的闪锌矿具有更好的选择性和捕收能力，所获得的精矿锌品位和回收率均超过丁黄药体系，且石灰用量也大大小于丁黄药体系。由以上分析可得，闪锌矿粗选工艺制度应该选择Z-200体系，此时Z-200用量为50 g/t，石灰用量为1.5 kg/t，硫酸铜用量为300 g/t，最终可获得锌品位为12.00%，回收率为74.70%的锌粗精矿产品。

2.2.3 黄铁矿粗选实验

在铜矿物和锌矿物的粗选过程中均加入了石灰对黄铁矿进行了强烈抑制，因此，在黄铁矿浮选阶段最重要的就是选择合适的活化剂对已经被抑制的黄铁矿进行高效活化。因此，本部分实验在丁黄药体系中重点研究了硫酸铜和碳酸钠对黄铁矿的活化效果，不同活化剂体系中的较佳选别指标及药剂用量见表7。

表7 活化剂种类及用量对硫粗选精矿的影响Table 7 Effect of activator kinds and dosages on sulfur roughing concentrate indexes

由表7可看出，碳酸钠作为黄铁矿活化剂时，黄铁矿粗精矿硫品位和回收率均要超过硫酸铜作活化剂时，且碳酸钠的加入不会额外消耗捕收剂，因此，本实验选择碳酸钠作为黄铁矿的活化剂，此时药剂用量为碳酸钠1000 g/t，丁黄药50 g/t，2#油2 g/t，最终可获得硫品位为41.80%，回收率为51.90%的精矿产品。

2.2.3 开路浮选实验

在上述黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿优先浮选单因素实验的基础上，本实验进行了三种有价矿物的开路实验，实验流程见图7。

图7 矿样开路浮选流程Fig.7 Open-circle scheme for mineral floatation

针对预选后矿石中铜矿物MLA分析结果，本实验针对硫化铜矿物的选别设计了早收快收的“异步浮选”工艺，开路实验结果见表8。

表8 预选后矿石开路指标Table 8 Open-circuit indexes for ore after pre-sorting

由表8可看出，经过图7的开路流程选别后可获得铜品位为22.76%，回收率为78.70%的铜精矿；锌品位为55.80%，锌回收率为42.21%的锌精矿和硫品位为45.38%，回收率为50.11%的硫精矿。尾矿中铜、锌、硫的损失率分别为3.08%、9.78%和4.86%。

2.2.4 闭路实验

在图7开路实验流程的基础上对该矿样进行了闭路流程实验(中矿顺序返回)，最终结果见表9。

表9 闭路实验结果Table 9 Closed-circle indexes for ore flotation

由表9可知，闭路实验最终可获得铜总精矿含铜22.25%，铜回收率90.58%；锌精矿含锌48.40%，锌回收率70.95%；硫精矿含硫43.50%，硫回收率67.22%的指标。

3 结 论

(1) 采用预选-浮选联合工艺可实现资源枯竭型矿山废石中有价元素的高效回收利用，该工艺对延长矿山服务年限具有重要的现实意义。

(2) 采用荧光预选工艺可从铜品位为0.1%左右的废石中获得铜品位为1.10%、锌品位为1.09%，回收率分别为82.3%和75.6%的矿石。

(3) 对黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿三种矿物在采用“优先浮选-分别回收”的原则流程的基础上针对铜矿物的特点提出了“异步浮选”工艺。闭路实验结果表明，采用该流程可获得铜总精矿含铜22.25%，铜回收率90.58%；锌精矿含锌48.40%，锌回收率70.95%；硫精矿含硫43.50%，硫回收率67.22%的选别指标。