某浮選銅尾礦有價成分綜合回收工藝研究

韋性平，王昌龍，衛亞儒，熊岐勝，趙少華，端木慧，吳前瑞

(1.略陽大地礦業有限責任公司，陜西 略陽 723000)(2.西北有色地質礦業集團有限公司，陜西 西安 710054)

0 引 言

我國尾礦堆存量超過146億t[1]。其中，銅礦開采形成的尾礦占比達到20%以上，資源綜合利用率僅為52%，與國際先進水平80%以上的差距明顯[2]，利用科技對尾礦“吃干榨盡”是實現綠色發展的重要方向[3]。試驗針對某銅尾礦進行礦石性質分析、探索試驗研究，提出了綜合回收S、Pb、Zn的浮選工藝，尾礦綜合利用率達到57.40%，有效降低了尾礦堆存，實現了資源增值。

1 給料性質

該浮選銅尾礦主要金屬礦物之間嵌布致密，硫、鉛、鋅等金屬礦物結晶粒度細小、接觸界線復雜、分選難度大。因此，工藝礦物學開展了多元素、物相及粒度分析。

1.1 多元素分析

給料多元素分析結果見表1。

表1 給料多元素分析結果

由表1可見：尾渣中鉛品位1.04%、Zn品位0.55%、S品位20.88%、Fe品位31.6%，S是綜合利用重點，Pb、Zn是硫精礦主要有害元素。

1.2 物相分析

為綜合回收S并降低精礦中Pb、Zn含量，進行了S、Pb、Zn物相分析，結果見表2、表3、表4。

表2 硫物相分析結果 %

表3 鉛物相分析結果 %

由表2、表3、表4可見：該礦中硫礦物以黃鐵礦和磁黃鐵礦為主，還含有少量的自然硫和硫酸鹽，黃鐵礦和磁黃鐵礦為主要回收對象。自然硫可浮性較好，硫酸鹽可浮性極差[4]、磁黃鐵礦可浮性略差[5]是影響硫回收率的重要因素；鉛礦物氧化率高達48.08%，鏡下鑒定其主要為白鉛礦，可浮性差；鋅礦物以硫化鋅為主，容易浮選。

表4 鋅物相分析結果 %

1.3 粒度組成分析

為分析S、Pb、Zn不同粒度組成分析，對尾渣進行磨礦和篩析，結果見表5。

表5 粒度組成分析結果

由表5可見：S、Pb、Zn在各粒級段分布差異不大，在+0.074 mm粒級中，硫、鉛、鋅累計金屬率分別為56.58%、68.81%、78.49%。進一步提高磨礦細度能有效增加硫、鉛、鋅單體解離，但磨礦成本將顯著增加。

2 試驗研究

2.1 工藝探索試驗

2.1.1 抑鉛鋅浮硫工藝

固定條件：磨礦細度-0.074 mm 占75.6%，丁基黃藥350 g/t，2#油80 g/t，進行了不同抑制劑及調整劑條件試驗。試驗流程如圖1，結果見表6。

圖1 探索工藝流程

從表6可見：不同抑制劑與自然pH直接選硫相比均有一定效果，但硫品位提高不大，故抑鉛鋅浮硫工藝對該礦物回收硫不適宜。

表6 抑制劑試驗結果

2.1.2 鉛鋅部分混合浮選工藝

抑制黃鐵礦及磁黃鐵礦，鉛鋅部分混合優先浮選。固定條件：鉛鋅浮選，氧化鈣67.2 g/m3，丁基黃藥40 g/t，2#油50 g/t；選硫丁基黃藥350 g/t，2#油80 g/t，pH值5.0～5.5。進行磨礦細度試驗，流程如圖2，結果見表7。

圖2 鉛鋅混合浮選

表7 鉛鋅混合浮選結果

從表7可見：未磨礦進行鉛鋅混合浮選時，硫與鉛鋅未能有效解離，混合精礦富集比較小、含硫偏高，且硫精礦品位及回收率均差。隨磨礦細度提高，呈現明顯互含降低趨勢，當細度達到-0.074 mm 75%時，選別指標較好，細度再高，指標變化不大，推薦磨礦細度為-0.074 mm 72%～78%。

2.2 條件試驗

對鉛鋅部分混合浮選工藝的條件進行優化。

2.2.1 氧化鈣用量試驗

固定條件：鉛鋅浮選，丁基黃藥40 g/t，2#油50 g/t；選硫丁基黃藥350 g/t，2#油80 g/t，pH值5.0～5.5。試驗流程如圖2，結果見表8。

表8 氧化鈣含量試驗結果

從表8可見：隨著pH值不斷升高，硫得到有效抑制，鉛鋅與硫礦物分離趨勢明顯，硫回收率達85%左右。當氧化鈣含量達到200 g/m3以上時，硫精礦質量和回收率都有不同程度提高，但所需選硫調整劑用量太大，綜合選取氧化鈣含量為130～170 g/m3。

2.2.2 捕收劑的選擇與用量試驗

2.2.2.1 鉛鋅混合浮選捕收劑的選擇

固定條件：鉛鋅混合浮選，礦漿游離氧化鈣含量為156.8 g/m3，2#油50 g/t。試驗流程如圖3，結果見表9。

從表9可見：采用丁銨黑藥，鉛鋅回收率較高，但由于泡沫發粘，夾帶部分硫礦物，對后續選硫的總金屬含量有影響；乙基黃藥選擇性較好，但捕收性能較弱，鉛鋅回收率太低；丁基黃藥浮選泡沫松散，有助于硫浮選，但鉛鋅含量仍較高。為此，試驗采用丁銨黑藥與丁基黃藥配用。

表9 鉛鋅浮選捕收劑選擇試驗結果

2.2.2.2 硫浮選捕收劑的選擇與用量

固定條件：鉛鋅浮選，礦漿游離氧化鈣含量為156.8 g/m3，丁銨黑藥20 g/t、丁基黃藥40 g/t，2#油50 g/t。選硫2#油80 g/t，pH值5.0～5.5。試驗流程如圖3，結果見表10。

圖3 鉛鋅浮選捕收劑試驗流程圖

表10 硫浮選捕收劑選擇試驗結果

從表10可見：與丁基黃藥相比，采用戊基黃藥做捕收劑選硫回收率略高，但戊基黃藥成本較高，無明顯優勢。為此，進行了丁基黃藥的用量試驗，在200 g/t以上時，硫回收率差距并不突出，其適宜用量選擇350 g/t左右。

2.2.3 活化劑的選擇與用量試驗

固定條件：鉛鋅浮選，礦漿游離氧化鈣含量為156.8 g/t，丁銨黑藥20 g/t、丁基黃藥40 g/t，2#油50 g/t。選硫丁基黃藥350 g/t，2#油80 g/t。試驗流程如圖3，結果見表11。

表11 硫浮選活化劑選擇試驗結果

從表11可見：采用硫酸銅做活化劑選硫，硫礦物未得到充分活化，在尾礦中損失較大，回收率偏低；用ZM-2做活化劑時，硫回收率提高了近7%，但鉛鋅混合精礦中鉛、鋅品位及回收率指標降低明顯；用硫酸調節pH值在5.5左右，相比較，有價元素綜合回收指標優良。因此推薦采用硫酸作為選硫的有效活化劑。

2.3 閉路試驗

在條件試驗基礎上，優化藥劑用量，進行了閉路試驗，試驗流程如圖4，結果見表12。

圖4 閉路試驗流程

表12 閉路試驗結果

由表12可見：鉛鋅混合精礦產率9.14%，獲得鉛、鋅品位為7.15%、2.65%，回收率為62.54%、42.58%；S精礦產率48.26%、品位37.25%、回收率85.70%，鉛+鋅品位1.09%，滿足硫精礦質量標準YB733-86二級品要求。鉛鋅混合精礦產品可作為鉛精礦配礦使用，資源綜合利用率達到57.40%。

3 結 論

(1)銅浮選尾礦中S、Pb、Zn含量高，達到伴生有用組分工業利用指標[6]，但礦物嵌布粒度微細，硫化礦性質相近，選別難度大。

(2)通過重選、抑鉛鋅浮硫、鉛鋅混合優先浮選后選硫探索試驗對比，混合優先浮選有利于降低S精礦鉛鋅互含，實現合格硫精礦。

(3)通過條件試驗確定了最佳條件參數為：鉛鋅混合浮選氧化鈣含量為160 g/m3、丁銨黑藥20 g/t、丁基黃藥40 g/t、2#油50 g/t；選硫：丁基黃藥350 g/t、2#油80 g/t、pH值5～5.5。

(4)通過閉路試驗，獲得硫精礦品位37.25%、鉛+鋅<2.0%滿足硫精礦二級品要求，鉛鋅混合精礦Pb+Zn品位8.90%，產率9.17%，資源綜合利用率達到57.40%。