某选厂铜锌分离工艺的研究实践
由于某选厂获取的铜精矿中含锌的品位较高，影响了产品的销售，造成企业的经济损失。因此，本文通过探索性的试验研究，对铜锌分离工艺进行改造，促进选矿指标的优化。
一、矿石性质及铜锌分离现状分析
1、矿石性质
某金属矿物主要有黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿、锡石等，其它金属矿物有方铅矿、辉铜矿、磁黄铁矿、毒砂、白铁矿、磁铁矿以及少量黝铜矿、螺状硫银矿、深红银矿、辉银矿等等。其中，黄铜矿常与闪锌矿、方铅矿及黝铜矿形成连晶，大部分黄铜矿沿黄铁矿及毒砂的颗粒间充填胶结构成致密块状。因回采原因，原矿中还含有多种氧化矿石。
2、铜锌分离现状
闪锌矿与黄铜矿自然可浮性接近。三厂原选矿流程采用一段磨矿，磨矿细度仅为60%-74μm左右，铜锌矿物达不到单体解离。铜锌矿物致密共生，嵌布粒度过细，给铜锌分离造成很大困难。存在次生铜矿物，并在采选过程中部分被氧化。原矿中存在部分坑口回采矿，这部分矿石氧化严重，对铜锌分离造成不利影响。
二、原铜锌分离工艺流程
某厂原铜锌分离生产流程为采用浮选机优先浮选，浮铜抑锌。铜浮选作业为一次粗选、三次精选、两次扫选，锌浮选作业为一次粗选、四次精选、三次扫选。捕收剂为丁黄药，起泡剂为2号油，锌抑制剂为亚硫酸钠和硫酸锌，锌活化剂为硫酸铜。
.jpg)
三、浮选工艺条件试验
浮选工艺条件试验，在铜浮选作业精选平PH值为10，起泡剂和捕收剂根据实际情况添加的前提下，测定磨矿细度和锌抑制剂单耗用量。
1、细度试验
通过细度试验，铜含锌品位随球磨机磨矿细度升高而降低，在细度为75%-74μm左右时，铜锌回收率基本高，综合指标好。但是，考虑到处理矿量和单位成本问题，确定磨矿细度为70%-74μm。
.jpg)
2、亚硫酸钠用量试验
亚硫酸钠用量试验，在磨矿细度为70%-74μm，测定不同亚硫酸钠单耗对铜精矿含锌品位的影响。通过亚硫酸钠单耗用量试验，确定亚硫酸钠单耗用量为350g/T时，抑制效果好。
3、硫酸锌用量试验
硫酸锌用量试验，在磨矿细度为70%-74μm，亚硫酸钠用量为350g/T前提下，测定不同硫酸锌单耗对铜精矿含锌品位的影响。通过硫酸锌单耗用量试验，铜精矿含锌品位随硫酸锌单耗用量的增加而降低。但是，硫酸锌单耗超过1000g/T后，铜含锌品位基本不再变化。硫化钠用量试验，在磨矿细度为70%-74μm，亚硫酸钠用量为350g/T，硫酸锌用量为1000g/T前提下，测定不同硫化钠单耗对铜精矿含锌品位及铜锌回收率的影响。
通过硫化钠用量试验，铜含锌品位随硫化钠单耗用量增加而降低。铜锌回收率在硫化钠单耗小于20g/T时，无明显变化，但在超过20g/T后，明显下降。为保证综合效益，硫化钠单耗用量为20g/T。经过以上各项试验，确定磨矿细度为70%-74μm，亚硫酸钠用量为350g/T，硫酸锌用量为1000g/T，硫化钠用量为20g/T。将此试验结论应用到实际生产中，并反复微调整，确定生产调整方案。
四、生产工艺条件调整
1、调整方案
磨矿细度由原60%-74μm，提高至70%-74μm，螺旋分级机溢流浓度由原30%，降低至20%左右，铜精选平PH值由原12左右，降低至10左右。
.jpg)
2、生产工艺调整后指标分析
从生产调整后生产指标分析，铜精矿含锌品位由原14.322%降低至6.683%，铜锌精矿品位也有所提高，满足了销售要求，达到了此次降锌的目的。增加再磨系统后，铜精矿含锌品位进一步降低，铜、锌、银、锡回收率都超过了降锌前的水平，铜锌精矿品位也有了一定的提高。
本文提出的铜锌分离工艺优先从磨矿细度和铜浮选条件入手，从实际生产看，铜浮选入选细度在75%-74μm左右时，铜锌分离可以获得较好指标，铜锌精矿品位显著提高，提高了选厂的销售收入。
