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某铜选厂所选铜精矿含锌品位偏高，严重影响到铜精矿的销售价格，为此该选厂负责人对原矿性质进行分析，并依此进行了选矿工艺流程的改造优化，最终有效解决了铜锌分离难题，使选矿技术指标达到了预期目标。

1、矿石性质

内蒙古大井矿属中低温热液矿床,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、铜精矿降锌困难的原因

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。

3、降锌前生产情况

三厂原生产流程为优先浮选，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。捕收剂均为丁黄药，起泡剂均为2号油，锌抑制剂为亚硫酸钠和硫酸锌，锌活化剂为硫酸铜。磨矿细度为60%-74μｍ左右，入选矿浆浓度为30%左右，铜精选PH值平均为11左右。

4、降锌工作方向

增大磨矿细度，提高矿石单体解离度，为后序分选、降锌工作提供条件。降低浮选浓度，减少浮选时间，提高精矿质量。减少捕收剂单耗用量，增加锌抑制剂硫酸锌的单耗用量。适当降低铜浮选矿浆PH值，提高锌抑制剂亚硫酸钠有效利用率。增加抑制剂硫化钠，与硫酸锌、亚硫酸钠联合使用，增强对含锌矿物的抑制作用。加强浮选操作，密切观察原矿品位波动，及时调整浮选液面及药剂用量。

5、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均PH值为10，起泡剂和捕收剂根据实际情况添加的前提下，测定最佳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，铜锌回收率基本最高，综合指标最好。但是，考虑到处理矿量和单位成本问题，最后确定磨矿细度为70%-74μｍ。

（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，抑制效果最好。

（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，最终确定最佳生产调整方案。

6、生产工艺条件调整

（1）最佳调整方案

磨矿细度由原60%-74μｍ，提高至70%-74μｍ，分级机溢流浓度由原30%,降低至20%左右，铜精选平均PH值由原12左右，降低至10左右。

（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。但是，铜、锌、银、锡四种有价金属回收率大幅下滑。实际生产中，球磨机台时处理量由原12.5吨降低至8吨左右，球磨衬板使用寿命缩短、单位药剂成本增加，单位生产成本增加。此次调整不尽完善。

7、流程改造

为提高选厂综合效益，经过厂部相关领导、工程技术人员的研究论证，决定对生产流程进行改造，加入铜粗精再磨系统。力求在不影响其它生产的前提下，提高铜粗精细度，为降低铜精矿锌品位创造条件。可以看出，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。

通过以上选矿工艺流程的改造，有效实现了铜锌的合理分离，最终有效的降低了铜精矿的品位，为该铜选厂创造了更为可观的经济效益。

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