龟湖铜锌分离实验报告.doc

江 西 理 工 大 学目 录1 前言32 试样加工及制备53 矿石性质分析63.1 试样多元素分析63.2 试样的矿物组成63.3矿石的结构构造及布特征73.4 矿石性质研究小结84 试验研究94.1 磨矿曲线的绘制94.2 铜粗选条件试验94.2.1 铜粗选捕收剂种类条件试验94.2.2捕收剂LP-01用量试验114.2.3 铜粗选锌抑制剂种类试验124.2.4 铜粗选锌抑制剂用量配比试验134.2.5 铜粗选锌抑制剂总用量试验144.2.6铜粗选起泡剂2#油用量条件试验154.2.7磨矿细度试验164.2.8部分铜粗精矿再磨精选试验174.2.9铜粗精矿再磨精选条件试验194.3选锌试验204.3.1锌粗选pH调整剂CaO用量试验204.3.2锌粗选活化剂CuSO4用量试验224.3.3锌粗选捕收剂用量试验244.3.4锌粗选起泡剂2#油用量条件试验255 综合条件浮选开路试验流程276 优先浮选试验小结297 闭路试验流程308 选硫探索试验329 选钨试验3310选矿技术经济效益估算3611结语381 前言本次铜锌矿石可选性试验的矿样由委托单位兴国长鑫矿业有限责任公司提供，该矿石矿区位于江西省赣州市赣县龟湖境内，含铜2.99%，含锌3.30%，钨0.13%左右。目的是通过该铜锌矿石选矿试验和可行性研究，确定矿石的加工工艺、合理流程和技术经济指标。 赣县龟湖铜锌多金属矿石属于多金属硫化矿，矿物组成较简单。金属矿物以硫化矿物为主，主要为黄铁矿、黄铜矿 、闪锌矿、黑钨矿、方铅矿等；脉石矿物以石英为主，含有少量的绢云母、绿泥石、方解石等。为了最大限度地开发和利用有限的矿产资源，江西兴国长鑫矿业有限责任公司于2007年9月委托江西理工大学对该铜锌多金属矿石进行可选性研究试验，并为今后生产提供技术依据。本次试验所用矿样，由公司负责采取，于2007年9月中旬运送至江西理工大学。实验室试验从年2007年9月中旬开始，至2007年10中旬结束。试验期间系统地研究了赣县龟湖铜锌多金属矿石的工艺矿物学，在此基础上，进行了“部分铜快浮-铜粗精矿再磨试验” 和“部分优先-铜锌混合浮选再磨分离工艺”两种综合回收铜、锌的方案，前者即为优先浮选部分易浮单体铜矿物，对锌矿物及铜锌连生体及包裹体进行抑制，然后浮选被抑制的铜锌连生体及包裹体，把其与快浮铜精矿的尾矿混合再磨，再进行铜锌分离及分别精选，这样可以快速获得部分合格铜精矿；而且由于试样中黄铁矿的量较大，若采用“部分优先-铜锌混合浮选再磨分离”工艺，铜锌分离需要加一定量的石灰将不利于后续硫和钨的选别，而且在铜锌分离时要脱药，同时要抑制活化过的锌也比较困难，因此，主要进行了部分铜快速浮选-铜精矿再磨分离工艺试验的研究，浮选试验所得的结果见表1-1。表1-1部分铜快速浮选-铜粗精矿再磨方案试验结果/%产品名称产率品位回收率CuZnCuZn铜精矿1.3630.553.9114.681.70铜精矿8.2526.114.9976.1213.20锌精矿5.632.9745.205.9181.57尾矿84.760.110.133.293.53原矿100.002.833.12100.00100.002 试样加工及制备试样由兴国长鑫矿业有限责任公司采取，重约140kg，于2007年9月初运抵江西理工大学。矿样最大粒度100mm，在江西理工大学重点实验室制样，经粗破碎、细碎、筛分，矿样粒度为02mm。试样加工流程如图2-1所示。综合样 筛 分 +8mm 8mm 颚式破碎机 混 匀+2mm对辊机-2mm 1/8备样 浮选试样其他性质分析样原矿筛析样化验分析样原矿鉴定样图2-1 试样加工流程图3 矿石性质分析3.1 试样多元素分析采用X射线荧光（XRF）对矿石进行半定量分析，其分析结果见表3-1，试样的多元素化验结果见表3-2。表 3-2 矿石的X射线荧光分析结果组成CuZnPbFeSWO3As品位2.7421.7590.2058.3629.4710.0460.046组成Al2O3K2OMnOCaOMgOSiO2品位2.1340.3870.0430.2900.08774.428表3-1 原矿多元素分析结果 /%元 素CuZnPbWFeS MnCaMg品 位2.993.300.380.1312.7914.860.0160.220.021多元素分析结果表明，该矿石中铜、锌、硫、钨是主要要回收的元素，而且试验证明前三种元素可通过浮选法得到很高品位及回收率的最终产品，但是矿石中钨矿的含量仅为0.13%，所以想要通过浮选得到很高品位和回收率将有一定的困难，钨矿可望采用重选法回收。3.2 试样的矿物组成试样的X射线衍射(XRD)结果见图3-1。由图测试结果可知，该矿石中矿物种类较多，但矿石的主晶相为：石英，其含量超过85%，其次是黄铁矿（FeS2）、黄铜矿（CuFeS2）、闪锌矿（ZnS），另外还有少量的方铅矿（PbS）和黑钨矿(Mn,Fe)WO4。脉石矿物以石英为主，还有少量绢云母、绿泥石、方解石等。图3-1 矿石的XRD图3.3矿石的结构构造及布特征黄铁矿在矿石中含量比较高，以中细粒他形晶粒状结构为主，少量呈自形晶及半自形晶粒状结构。 黄铜矿主要呈脉状、似脉状等不规则他形晶嵌布于黄铁矿晶粒边缘或晶隙之中，少部分黄铜矿呈乳滴结构嵌布在闪锌矿中，粒度大小不均，以中细粒为主，一般粒度为0.2-0.4毫米，小于0.015毫米细粒黄铜矿占15%。 闪锌矿根据含铁量不同，有闪锌矿、灰黑色铁闪锌矿、灰白色铁闪锌矿等三种锌矿物。各种锌矿物呈不规则的他形晶嵌布在黄铁矿晶粒边缘，也常充填、胶结并交代黄铁矿与黄铜矿共生关系密切，粒度一般为中细粒。矿石中铜、锌硫化矿物和黄铁矿结晶粒度细，接触界限不规则，单体解离较困难。少量方铅矿粒径为0.2-5毫米多呈浸染状交代闪锌矿。闪锌矿粒径0.5-2.5毫米，与方铅矿、黄铜矿共生。黄铜矿呈浸染状、细脉状、团块状，经常与闪锌矿共生。黄铁矿多交代和充填浸染型与致密块状型的石英、绢云母等。3.4 矿石性质研究小结 本试样矿物种类尽管很多，但除了石英占绝对优势外，其它矿物含量微少。 试样中的铜矿物主要是黄铜矿，其赋存状态较为复杂，矿石中铜、锌硫化矿物和黄铁矿结晶粒度细，接触界限不规则，单体解离较困难，黄铜矿要么星散分布于脉石中，要么被其它矿物包裹，很难达到单体解离，同时由于石英硬度较高，磨矿细度不易控制，又由于铜锌致密共生，因此铜锌分离的难度较大。4 试验研究4.1 磨矿曲线的绘制试验用矿量1000g，磨矿浓度75%，磨机型号XMQ-24090，其磨矿曲线如图4-1。图4-1 磨矿曲线图4.2 铜粗选条件试验4.2.1 铜粗选捕收剂种类条件试验 目前在生产上广泛使用的选铜药剂很多，在自然pH矿浆体系中本研究主要考察了不同的捕收剂种类对铜的选别效果的影响，分别采用选铜特效捕收剂LP-01、丁铵黑药、BK-301和PC四种药剂方案进行比较。试验条件：磨矿细度暂取-0.074um含量占70%，捕收剂药剂用量均为21g.t-1，起泡剂2#油用量为12 g.t-1。试验流程如图4-2，试验结果示于表4-1。表4-1研究结果表明，捕收剂PC选择性较好，但捕收效果差，对相对粗粒黄铜矿捕收力弱；丁铵黑药和K-301捕收力强，但选择性较差；LP-01的选别效果介于两者之间，得到的铜精矿中铜的品位9.56%和回收率89.14%都优于其它药剂。表4-1铜粗选捕收剂种类条件试验结果/%捕收剂种类产品名称产率品位回收率CuCuLP-01铜精矿27.609.5689.14尾矿71.180.4510.86原矿100.002.96100.00丁铵黑药铜精矿30.968.7489.64尾矿69.040.4510.36原矿100.003.02100.00BK-301铜精矿31.258.5388.26尾矿68.750.5211.74原矿100.003.02100.00PC铜精矿18.6410.2361.51尾矿81.361.4738.49原矿100.003.10100.00 捕收剂种类：变；变 磨矿细度-74um含量占70%原矿 2#油：12铜精矿；变尾矿；变药剂用量：g.t-1；变图4-2铜粗选捕收剂种类试验流程图4.2.2捕收剂LP-01用量试验 LP-01是铜矿物浮选的良好捕收剂，本次试验在其用量上进行了广泛的探索，目的是为了减少捕收剂的用量，同时提高铜的选别效果。LP-01捕收剂的用量分别为14g.t-1、21 g.t-1、28 g.t-1和35 g.t-1进行对比试验。试验流程见图4-3，结果见表4-2。 捕收剂用量:变；变 磨矿细度-74um含量占70%原矿 2#油:12铜精矿；变尾矿；变药剂用量：g.t-1；变图4-3铜粗选捕收剂用量试验流程图表4-2 捕收剂LP-01用量试验结果/%捕收剂用量/g.t-1产品名称产率品位回收率CuCu 14铜精矿26.94 9.38 84.79 尾矿73.06 0.62 15.21 原矿100.00 2.98 100.00 21铜精矿28.15 9.78 87.69 尾矿71.85 0.54 12.31 原矿100.00 3.14 100.00 28铜精矿28.16 9.95 90.10 尾矿71.84 0.43 9.90 原矿100.00 3.11 100.00 35铜精矿28.65 9.68 92.15 尾矿71.35 0.33 7.85 原矿100.00 3.01 100.00 表4-2的结果表明，随着LP-01用量的增加，铜的回收率在增加，铜的品位先升后降。在用量为28 g.t-1时品位最高为9.95%，回收率为90.10%。说明加大捕收剂的用量，一些可浮性较好的黄铁矿竞相上浮，影响了铜精矿的品位，故LP-01用量以28 g.t-1为宜。4.2.3 铜粗选锌抑制剂种类试验在铜锌硫化矿物的浮选分离中，抑锌常用的抑制剂主要有木质铁铬酸盐、亚硫酸、硫酸锌、次氯酸 、亚硫酸钠 、硫代硫酸钠和氰化钠等。考虑到环境问题，进行了无氰抑制剂的研究与应用。大量研究表明硫酸锌和亚硫酸钠可以有效地抑制闪锌矿，硫酸锌是锌矿物的常用抑制剂，对铜锌分离有着强烈的影响。亚硫酸 (钠 )对闪锌矿和黄铁矿具有较强的抑制作用，而且对铜矿物表面的氧化物或污染物具有清洗作用，从而能提高铜矿物表面的疏水性。但硫酸锌单独使用时，抑制效果一般不是很理想，因此它通常与其它抑制剂如亚硫酸钠配合使用。在最佳捕收剂条件下，进行了抑制剂种类条件试验，确定采用：硫酸锌、亚硫酸钠和硫酸锌+亚硫酸钠三种方案，抑制剂总用量均为1300g/t结果表明，单独使用硫酸锌和亚硫酸钠抑制锌时铜锌没有得到有利的分离，铜精矿中锌的品位比较高，而采用硫酸锌和亚硫酸钠时，铜精矿里面的铜品位和回收率都有显著的提高，而锌在铜精矿里的上浮量也下降了。试验流程如图4-4，试验结果见表4-3。尾矿；变铜精矿；变 LP-01:28；变 磨矿细度-74um含量占70%原矿2#油:12药剂用量：g.t-1；变 抑制剂种类:变；变图4-4锌抑制剂种类试验流程图；变表4-3锌抑制剂种类试验结果/%抑制剂种类 /g.t-1 产品名称产率品位回收率CuZnCu Zn硫酸锌 1300 铜精矿22.1310.9612.1683.9376.02尾矿77.870.601.0916.0723.98原矿100.002.893.54100.00100.00亚硫酸钠 1300 铜精矿24.0310.4713.2578.3993.37尾矿75.970.910.3021.616.63原矿100.003.213.41100.00100.00硫酸锌+亚硫酸 650+650 铜精矿21.1012.8510.2590.6864.87尾矿78.900.351.489.3235.13原矿100.002.993.33100.00100.004.2.4 铜粗选锌抑制剂用量配比试验 在前面探索性试验基础上，进行了硫酸锌和亚硫酸钠用量的不同配比试验（除用硫酸锌和亚硫酸钠做抑制剂和配比不同外，试验流程同图4-4）。确定每一组合抑制剂的总用量为1300g.t-1，用量比从1:1.5、1:2、1:1、1.5:1到2:1，试验结果见表4-4。由表4-4知，选用硫酸锌和亚硫酸钠作抑制剂时，随着硫酸锌和亚硫酸钠配比的增加，粗铜精矿中铜的品位和回收率呈先增后减的趋势，配比在1:1时，铜的品位和回收率达最佳值。故确定硫酸锌和亚硫酸钠用量选用1:1的配比。表4-4 硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制剂用量配比试验/%不同配比产品名称产率品位回收率CuZnCu Zn硫酸锌+亚硫酸 1:2铜精矿23.6410.5212.3180.2288.72尾矿76.360.800.4819.7811.28原矿100.003.103.28100.00100.00硫酸锌+亚硫酸 1:1.5铜精矿22.4311.1411.8679.0780.35尾矿77.570.850.8420.9319.65原矿100.003.163.31100.00100.00硫酸锌+亚硫酸 1:1铜精矿21.1012.8510.2590.6864.87尾矿78.900.351.489.3235.13原矿100.002.993.33100.00100.00硫酸锌+亚硫酸 1.5:1铜精矿21.9612.3411.2787.1375.00尾矿78.040.511.0612.8725.00原矿100.003.113.30100.00100.00硫酸锌+亚硫酸 2:1铜精矿20.9812.0210.9784.9169.74尾矿79.020.571.2615.0930.26原矿100.002.973.30100.00100.004.2.5 铜粗选锌抑制剂总用量试验在抑制剂比例为1:1，捕收剂用量为28 g.t-1，2#油为10 g.t-1的条件下，添加硫酸锌和亚硫酸钠，总量为1000 g.t-1、1300 g.t-1、1600 g.t-1、1900 g.t-1进行对比试验。试验结果见表4-5。研究结果表明，随着硫酸锌和亚硫酸钠用量的增加，铜精矿品位逐步升高，含锌也随着下降，而铜回收率也在下降，当总用量达1600 g.t-1时，粗铜精矿中铜的回收率达到90.37%，品位为14.19%，超过此用量后铜回收率下降较为明显,说明硫酸锌和亚硫酸钠在抑制锌的同时也抑制了一些铜锌连生体，使得铜的回收率降低。表4-5 硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制剂总用量试验/%抑制剂种类/g.t-1产品名称产率品位回收率Cu ZnCu Zn硫酸锌+亚硫酸1000铜精矿24.54 11.00 12.36 91.20 88.95 尾矿75.46 0.35 0.50 8.80 11.05 原矿100.00 2.96 3.41 100.00 100.00 硫酸锌+亚硫酸1300铜精矿21.10 12.85 10.25 90.68 64.87 尾矿78.90 0.35 1.48 9.32 35.13 原矿100.00 2.99 3.33 100.00 100.00 硫酸锌+亚硫酸1600铜精矿20.06 14.19 9.47 90.37 56.54 尾矿79.94 0.38 1.83 9.63 43.46 原矿100.00 3.15 3.36 100.00 100.00 硫酸锌+亚硫酸1900铜精矿15.86 16.37 8.68 81.64 42.36 尾矿84.14 0.69 2.23 18.36 57.64 原矿100.00 3.18 3.25 100.00 100.00 4.2.6铜粗选起泡剂2#油用量条件试验起泡剂2#油用量也是影响矿物选别的因素之一。由于在破碎及磨矿过程中不免产生次生细泥，过量的2#油会浮起大量的细泥，造成浮选过程的恶化，影响精矿上浮，故2#油用量必须很好的控制。试验条件为：磨矿细度-74um含量占70%、ZnSO4+Na2SO3: 800 g.t-1+800 g.t-1、LP-01: 28 g.t-1、2#油用量变。试验结果示于表4-6。由表4-6试验结果来看，当2#油的用量达到18g.t-1的时候，铜的品位开始下降，主要是由于有些过量的2#油把细泥浮出，造成铜粗精矿品位下降，由试验现象及综合铜粗精矿品位及回收率考虑。2#油用量为宜采用18g.t-1。表4-6 铜粗选起泡剂2#油用量条件试验结果表/%捕收剂用量/g.t-1产品名称产率品位回收率CuCu 6铜精矿19.54 13.86 86.80 尾矿80.46 0.51 13.20 原矿100.00 3.12 100.00 12铜精矿20.06 14.19 90.37 尾矿79.94 0.38 9.63 原矿100.00 3.15 100.00 18铜精矿21.07 14.07 93.50 尾矿78.93 0.26 6.50 原矿100.00 3.17 100.00 24铜精矿22.40 11.65 87.57 尾矿77.60 0.48 12.43 原矿100.00 2.98 100.00 4.2.7磨矿细度试验磨矿细度是浮选分离重要的条件，合理的细度既要保证目的矿物充分分离，又要避免过分碎。结合矿石性质和工艺流程设计磨矿细度-74um含量为65%、70%、75%、80%，试验结果结合铜粗精矿和尾矿的目的矿物解离度鉴定，以铜粗精矿质量和回收率及铜锌分离效果为评价依据。试验流程如图4-5,试验结果见表4-7。尾矿；变 LP-01:28；变 磨矿细度-74um含量：变原矿 2#油:18药剂用量：g.t-1；变 ZnSO4+Na2SO4:800+800；变铜精矿；变图4-5 磨矿细度流程图图4-7 磨矿细度试验结果表/%-74um含量/%产品名称产率品位回收率CuZnCu Zn65 铜精矿19.59 14.47 9.83 88.86 58.18 尾矿80.41 0.44 1.72 11.14 41.82 原矿100.00 3.19 3.31 100.00 100.00 70 铜精矿20.01 14.26 9.97 90.87 60.82 尾矿79.99 0.36 1.61 9.13 39.18 原矿100.00 3.14 3.28 100.00 100.00 75 铜精矿21.38 12.77 10.56 91.01 68.00 尾矿78.62 0.34 1.35 8.99 32.00 原矿100.00 3.00 3.32 100.00 100.00 80 铜精矿22.45 12.16 11.12 91.30 75.65 尾矿77.55 0.34 1.04 8.70 24.35 原矿100.00 2.99 3.30 100.00 100.00 试验结果表明，铜粗选回收率随着磨矿细度提高有上升的趋势，但上升幅度较小；粗磨铜精矿品位下降；铜粗精矿里面锌的含量也在增加。原因是磨矿细度的增加，使矿浆产生了大量的次生细泥，在浮选过程中由于起泡剂的作用带入精矿中影响了铜的品位和回收率。综合考虑磨矿细度-74um含量占70%为宜，且有利于后续钨矿的回收。4.2.8部分铜粗精矿再磨精选试验探索试验发现，铜粗精矿不再磨直接精选，铜精矿品位虽然比较高，但铜回收率严重不足。主要原因是铜粗精矿中有一些包裹体和部分嵌布粒度较细的铜尚未单体解离，这部分未单体解离的铜需要在再磨过程中解理出来，才有利于铜的和回收。因此铜精矿再磨细度主要根据铜精矿中铜的解离情况确定。铜粗精矿(铜快速浮选一次精选尾矿+铜优先浮选精矿)再磨粒度试验流程如图4-6，试验结果见表4-8。铜中矿；变2#:6铜精选LP-01:7；变 磨矿细度-50um含量：变铜精矿；变快铜 精选铜优先浮选铜快速浮选LP-01:7；变 磨矿细度-74um含量占70%原矿2#油:6药剂用量：g.t-1；变 ZnSO4+Na2SO4:800+800；变LP-01:21；变2#油:12ZnSO4+Na2SO4:200+200；变ZnSO4+Na2SO4:800+800；变铜精矿；变尾矿；变图4-6部分铜粗精矿再磨精选流程图表4-8部分铜粗精矿再磨精选试验结果表/%条件产品名称产率品位回收率CuCu 铜粗精矿不再磨铜精矿0.9828.899.86铜精矿15.0213.6371.33铜中矿3.045.105.40尾矿80.960.4813.40原矿100.002.87100.00铜粗精矿再磨细度-50um含 量占85铜精矿1.0027.128.66铜精矿15.7015.1876.14铜中矿4.803.305.06尾矿78.500.4010.13原矿100.003.13100.00铜粗精矿再磨细度-50um含 量占90铜精矿1.3225.1310.70铜精矿14.5516.2876.41铜中矿4.103.003.97尾矿80.030.358.92原矿100.003.10100.00铜粗精矿再磨细度-50um含 量占95铜精矿1.3526.0110.94铜精矿16.6715.1278.52铜中矿3.603.033.40尾矿78.380.297.14原矿100.003.21100.00由表4-8可知，不再磨时铜粗精矿-50um 粒级占31，此时分离所获铜粗精矿中铜品位13.63%，铜回收率71.33%相对比较低，混合精矿再磨细度从-50um8595 变化时，分离铜精矿铜品位大部分达到15%以上，铜粗精矿中铜作业回收率提高到78.52。铜粗精矿铜作业回收率逐渐提高，从76.14 提高至78.52 。综合铜的品位和回收率考虑，再磨细度的适宜细度取-50um含量占92。4.2.9铜粗精矿再磨精选条件试验再磨后铜锌连生体得到充分单体解理，结合粗选指标考虑硫酸锌和亚硫酸钠以1：1的配比，总用量采用1200g.t-1、1600g.t-1、2000g.t-1进行对比试验。试验流程如图4-7。 2#:6LP-01:7；变快铜 精选铜中矿；变铜精选铜精选铜粗选铜粗选LP-01:7；变 磨矿细度-74um含量占70%原矿2#油:6药剂用量：g.t-1；变 ZnSO4+Na2SO4:800+800；变LP-01:21；变2#:12ZnSO4+Na2SO4:200+200；变ZnSO4+Na2SO4:用量变；变铜精矿；变尾矿；变铜中矿；变铜精矿；变铜精选ZnSO4+Na2SO4:300+300；变铜中矿；变 磨矿细度-0.05mm含量占95%图4-7 铜精矿再磨精选流程结果表明铜粗精矿再磨锌抑制剂选用1000 g.t-1+1000 g.t-1用量时，铜锌的分离指标最佳，快铜精矿和再磨过后的铜精矿中铜的品位基本上都可以达到30以上的品位，铜精矿总的回收率在70以上，而铜精矿里的锌的品位降到了3.5以下，回收率仅为6.5。粗选部分残余药剂由于再磨而损耗掉，如不加捕收剂和起泡剂会严重影响铜的回收率。经多次探索试验发现粗铜精矿再磨过后第一次精选应补加LP-01:7g.t-1和2#油:6g.t-1，将有利于铜的上浮和回收率的提高。4.3选锌试验根据锌的原矿品位和可选性，确定选锌为一次粗选、两次扫选、三次精选。对选锌的各种条件进行了广泛的探索。4.3.1锌粗选pH调整剂CaO用量试验以铜扫选两次的尾矿进行锌粗选，固定活化剂CuSO4的用量为300g.t-1、捕收剂丁基黄药用量为50g.t-1、2#油18g.t-1，依次进行了用CaO2000 g.t-1(pH10.5)、CaO2500 g.t-1(pH11.30)、CaO3000 g.t-1(pH12)调浆的对比试验，考察了不同矿浆pH值对闪锌矿可浮性的影响。试验流程见图4-8，试验结果见表4-9。由表知，pH值对闪锌矿可浮性的影响很大，在pH值较窄的范围内，显示的可浮性的差异很大。当pH从10.5增加到12时，锌粗精矿的品位和回收率先增后降。在pH值为11.30时锌粗精矿的锌品位为20.41%，回收率为51.58%。综合分析得采用CaO调浆在适当的值条件下，锌的可浮性较大，针对该矿石浮锌的最佳pH为11.30时，故CaO适宜用量为2500 g.t-1。2#油:6尾矿锌精矿LP-01:3.5Na2SO3+ZnSO4:500+5002#油:18Butx: 50 CuSO4:300 CaO: 用量变LP-01:3.5Na2SO3+ZnSO4:400+4002#油: 6中矿中矿中矿 N2锌粗铜精铜粗铜扫铜精矿快铜 精选铜精Na2SO3+ZnSO4:300+300LP-01:72#油:6Na2SO3+ZnSO4:1000+1000铜扫2#油:6LP-01:7Na2SO3+ZnSO4:200+200Na2SO3+ZnSO4:800+800原矿铜粗LP-01: 72#油: 6LP-01:212#油:12铜精矿药剂用量：g.t-1 磨矿细度-74um含量70%磨矿细度-0.05mm含量90%Na2SO3+ZnSO4:300+300中矿 N2图4-8锌粗选pH调整剂CaO用量试验流程图表4-9锌粗选pH调整剂CaO用量试验结果/%CaO用量/g.t-1产品名称产率品位回收率ZnCuZnCu2000铜精矿1.32 2.38 30.54 0.87 12.35 铜精矿8.62 10.58 16.86 25.34 44.51 铜中矿3.02 17.23 8.23 14.46 7.61 铜中矿1.20 3.44 4.83 1.15 1.78 铜中矿3.48 6.17 3.14 5.97 3.35 铜中矿1.30 5.29 2.01 1.91 0.80 锌粗精矿11.21 16.00 8.00 49.84 27.47 尾矿69.85 0.15 0.10 0.47 2.14 原矿100.00 3.60 3.27 100.00 100.00 2500铜精矿1.35 2.34 30.24 0.85 12.96 铜精矿8.74 9.98 16.83 23.41 46.70 铜中矿3.12 17.85 8.42 14.94 8.34 铜中矿1.31 3.51 4.25 1.23 1.77 铜中矿3.39 6.57 3.65 5.98 3.93 铜中矿1.26 4.97 2.11 1.68 0.84 锌粗精矿9.42 20.41 7.68 51.58 22.97 尾矿71.41 0.13 0.11 0.33 2.49 原矿100.00 3.73 3.15 100.00 100.00 3000铜精矿1.40 3.00 30.24 1.41 14.57 铜精矿8.53 10.25 16.83 29.35 49.40 铜中矿3.10 16.98 8.42 17.67 8.98 铜中矿1.25 3.64 4.25 1.53 1.83 铜中矿3.65 5.20 3.65 6.37 4.58 铜中矿1.24 4.86 2.11 2.02 0.90 锌粗精矿6.40 19.25 7.68 41.36 16.91 尾矿74.43 0.13 0.11 0.28 2.82 原矿100.00 2.98 2.91 100.00 100.00 4.3.2锌粗选活化剂CuSO4用量试验由于闪锌矿的天然可浮性较差或被药剂抑制过的闪锌矿，一般均要活化，才能进行浮选，否则难以选别。闪锌矿经活化后，其浮选性能就与该活化剂相应的金属硫化矿物相似，其中硫酸铜是闪锌矿的常用活化剂。以铜扫选两次的尾矿进行锌粗选，条件为: CaO 2500g.t-1 (pH11.3)、活化剂CuSO4变量、丁基黄药50 g.t-1、2#油18g.t-1。试验流程除锌粗选的条件改变外，其余部分类同与图4-8。最终试验结果如表4-10所示。表4-10表明随着CuSO4用量上升，锌粗选品位和回收率反而有下降的趋势，说明过量的抑制剂活化了硫铁矿的浮选，使浮选选择性降低。在CuSO4用量为400g.t-1时锌指标为最佳值，品位为20.54%，回收率为56.64%，含铜7.46%，回收率23.21%。说明CuSO4以较低水平用量为好，确定CuSO4用量400 g.t-1。表4-10锌粗选活化剂CuSO4用量试验/%活化剂用量g.t-1产品名称产率品位回收率ZnCuZnCu200铜精矿1.32 2.29 30.01 0.92 12.17 铜精矿8.56 9.89 20.02 25.80 52.64 铜中矿3.24 17.65 8.25 17.43 8.21 铜中矿1.26 3.65 4.32 1.40 1.67 铜中矿3.57 6.87 3.10 7.47 3.40 铜中矿1.50 6.53 2.00 2.99 0.92 锌粗精矿9.02 15.87 7.02 43.63 19.45 尾矿71.53 0.13 0.07 0.36 1.54 原矿100.00 3.28 3.26 100.00 100.00 300铜精矿1.35 2.34 30.24 0.85 12.96 铜精矿8.74 9.98 16.83 23.41 46.70 铜中矿3.12 17.85 8.42 14.94 8.34 铜中矿1.31 3.51 4.25 1.23 1.77 铜中矿3.39 6.57 3.65 5.98 3.93 铜中矿1.26 4.97 2.11 1.68 0.84 锌粗精矿9.42 20.41 7.68 51.58 22.97 尾矿71.41 0.13 0.11 0.33 2.49 原矿100.00 3.73 3.15 100.00 100.00 400铜精矿1.30 3.18 28.41 1.14 11.46 铜精矿8.43 8.67 18.35 20.10 47.99 铜中矿3.21 16.56 8.13 14.62 8.10 铜中矿1.52 3.41 4.38 1.43 2.07 铜中矿3.76 4.56 3.52 4.71 4.11 铜中矿1.05 3.89 2.00 1.12 0.65 锌粗精矿10.03 20.54 7.46 56.64 23.21 尾矿70.70 0.09 0.11 0.25 2.41 原矿100.00 3.64 3.22 100.00 100.00 500铜精矿1.34 2.97 29.45 1.11 12.06 铜精矿8.21 9.58 19.04 21.96 47.79 铜中矿3.06 15.87 8.06 13.56 7.54 铜中矿1.36 2.98 3.56 1.13 1.48 铜中矿3.54 5.31 3.19 5.25 3.45 铜中矿1.52 4.87 1.68 2.07 0.78 锌粗精矿10.87 18.01 7.45 54.67 24.76 尾矿70.10 0.08 0.10 0.24 2.14 原矿100.00 3.58 3.27 100.00 100.00 4.3.3锌粗选捕收剂用量试验以铜扫选两次的尾矿进行锌粗选，条件为: CaO2500 g.t-1(pH11.3)、活化剂CuSO4400 g.t-1、丁基黄药变量、2#油18g.t-1、试验结果如表4-10所示。表4-10锌粗选捕收剂用量试验/%捕收剂用量g.t-1产品名称产率品位回收率ZnCuZnCu40铜精矿1.34 2.29 30.62 0.88 13.34 铜精矿8.68 9.78 16.84 24.24 47.52 铜中矿3.12 17.67 8.39 15.74 8.51 铜中矿1.28 3.48 4.52 1.27 1.88 铜中矿3.40 6.54 3.45 6.35 3.81 铜中矿1.25 4.95 2.17 1.77 0.88 锌粗精矿8.24 21.02 8.01 49.45 21.46 尾矿72.69 0.13 0.11 0.31 2.60 原矿100.00 3.50 3.08 100.00 100.00 50铜精矿1.30 3.18 28.41 1.14 11.46 铜精矿8.43 8.67 18.35 20.10 47.99 铜中矿3.21 16.56 8.13 14.62 8.10 铜中矿1.52 3.41 4.38 1.43 2.07 铜中矿3.76 4.56 3.52 4.71 4.11 铜中矿1.05 3.89 2.00 1.12 0.65 锌粗精矿10.03 20.54 7.46 56.64 23.21 尾矿70.70 0.09 0.11 0.25 2.41 原矿100.00 3.64 3.22 100.00 100.00 60铜精矿1.29 2.94 29.06 1.08 11.47 铜精矿8.14 9.60 19.21 22.33 47.82 铜中矿3.01 15.87 8.12 13.65 7.48 铜中矿1.29 2.94 3.21 1.08 1.27 铜中矿3.41 5.42 3.14 5.28 3.27 铜中矿1.46 4.28 1.56 1.79 0.70 锌粗精矿11.24 16.98 7.52 54.53 25.85 尾矿70.16 0.08 0.10 0.26 2.15 原矿100.00 3.50 3.27 100.00 100.00 表4-10表明，随着丁基黄药用量的加大，锌的回收率和锌粗精矿品位反而呈下降趋势；主要原因是由于丁基黄药用量加大，部分可浮性能很好的黄铁矿竞争上浮影响了锌的浮选效果，造成锌的回收率和品位反而下降。故丁基黄药用量以低水平为好，确定捕收剂丁基黄药用量为50g.t-1。4.3.4锌粗选起泡剂2#油用量条件试验以铜扫选两次的尾矿进行锌粗选，条件为: CaO:2500 g.t-1(pH11.3)、活化剂CuSO4:300 g.t-1、丁基黄药:50g.t-1、2#油以12 g.t-1、18 g.t-1、24 g.t-1变量进行试验。试验结果表明当起泡剂用量为18 g.t-1时，锌的品位和回收率分别达到20.54%和65.64%；低于时18 g.t-1时矿浆没有稳定的泡沫层，泡沫易发生兼而影响锌的品位和回收率；而当用量大于18 g.t-1时，由于起泡剂的药剂用量过大，将引起大量细泥上浮，影响了锌粗精矿的品位和回收率。说明18 g.t-1是起泡剂用量的一个转折点，综合考虑锌精矿的品位和回收率，2#油适宜的