從河口銅礦石中回收銅鐵硫的選礦試驗

肖軍輝 施 哲 孫紅娟 樊珊萍 王 振

(1.西南科技大學環境與資源學院，四川綿陽621010;2.四川有色科技集團有限責任公司，四川成都610081;3.昆明理工大學冶金與能源工程學院云南昆明650093)

銅是國民經濟建設的基礎原材料，其消費量僅次于鋁。長期以來，我國銅金屬供需矛盾突出。隨著富銅礦石資源匱乏程度的加劇，開發利用低品位銅礦石已成為必然趨勢，而加強對伴生有價元素的綜合回收，可緩解低品位銅礦石開發所帶來的成本與效益之間的矛盾［1-3］。云南河口銅礦石含銅僅 0.50% ～0.80%，屬低品位硫化銅礦石，但礦石中還伴生鐵和硫。本研究對該銅礦石進行綜合回收銅、硫、鐵的選礦試驗，為該礦石的合理利用提供技術依據。

1 礦石性質

河口銅礦石中的銅礦物主要為黃銅礦，硫礦物主要為黃鐵礦，鐵礦物主要為磁鐵礦;脈石礦物主要為石英，其次為方解石、重晶石、白云石等。礦石主要化學成分分析結果及銅、硫、鐵的物相分析結果分別見表1和表2。

表1 原礦主要化學成分分析結果Table 1 Main chemical analysis results of the raw ore %

表2 原礦銅硫鐵物相分析結果Table 2 Copper，iron，sulfur phase analysis of the raw ore %

從表1和表2可知:礦石的銅、硫、鐵含量分別為0.59%、4.57%、36.98%，銅有98.31%賦存于硫化物中，屬于伴生鐵、硫的低品位硫化銅礦石。

礦石因長期暴露而風化，含泥較多。黃銅礦多呈他形粒狀，以集合體的形式分布于脈石礦物中，嵌布粒度一般為0.01～0.2 mm，并且與磁鐵礦、脈石礦物的嵌布關系較復雜，需細磨才能使其解離。黃鐵礦呈自形—半自形粒狀，多與石英共生，粒度較大，一般在0.08～0.2 mm。鐵礦物主要呈致密塊狀構造，質地較硬，以磁鐵礦為主;磁鐵礦常呈粗粒斑晶或由粒狀集合體組成的團塊嵌布，粒度相對較粗，一般為0.08 mm左右。

電子探針分析結果顯示，黃銅礦和黃鐵礦單礦物的成分含量接近理論值，但從顯微鏡下觀察發現，有少部分黃銅礦與黃鐵礦呈固熔體形式存在，這勢必增加銅硫分離的難度。

2 試驗方案

礦石中的銅主要以黃銅礦形式存在、硫主要以黃鐵礦形式存在，可以通過浮選得到較好的回收;鐵礦物以磁鐵礦為主，可以通過弱磁選得到較好的回收。為確保鐵精礦中的硫含量不超標，決定采用先浮選后弱磁選的工藝流程，即先對原礦進行銅硫混合浮選和銅硫分離浮選得到銅精礦和硫精礦，然后對銅硫混浮尾礦進行弱磁選獲得鐵精礦。

3 試驗結果與討論

3.1 銅硫混浮條件試驗

按圖1流程進行銅硫混浮條件試驗，主要考察捕收劑種類及用量、磨礦細度、浮選濃度、礦漿pH值對混浮效果的影響。

圖1 銅硫混合浮選條件試驗流程Fig.1 Conditioning tests flow-sheet of copper-sulfur bulk flotation

3.1.1 捕收劑種類及用量試驗

硫化礦最常用的的捕收劑有乙黃藥、丁黃藥、戊黃藥等。其中乙黃藥和丁黃藥屬于短烴鏈黃藥，選擇性較好;戊黃藥屬于長烴鏈黃藥，捕收性能力較強［4-7］。在磨礦細度為 －0.074 mm占85%、浮選濃度為25%、碳酸鈉調礦漿pH為8的條件下，分別采用不同用量的乙黃藥、丁黃藥、戊黃藥對原礦進行銅硫混合浮選，試驗結果見圖2～圖4。

圖2 乙黃藥用量試驗結果Fig.2 Test results of ethyl xanthogenate dosage

圖3 丁黃藥用量試驗結果Fig.3 Test results of butyl xanthate dosage

比較圖2～圖4可知，3種黃藥中，以丁黃藥的混浮效果最為理想，當丁黃藥用量為200 g/t時，可以獲得銅硫混合精礦銅品位為8.01%、硫品位為50.58%、銅回收率為93.95%、硫回收率為76.59%的良好指標，因此確定采用200 g/t丁黃藥作為銅硫混合浮選的捕收劑。

圖4 戊黃藥用量試驗結果Fig.4 Test results of amyl xanthate dosage

3.1.2 磨礦細度試驗

使礦物得以分選的前提是礦物基本達到單體解離［8］，因此必須有一個合適的磨礦細度。將原礦分別磨至－0.100 mm占90%、－0.074 mm占90%、－0.045 mm占90%、－0.038 mm占90%，在浮選濃度為25%、碳酸鈉調礦漿pH為8、捕收劑為200 g/t丁黃藥的條件下進行銅硫混合浮選，試驗結果見圖5。

圖5 磨礦細度試驗結果Fig.5 Test results of grinding fineness

從圖5可知:磨礦細度由－0.100 mm占90%提高到－0.045 mm占90%的過程中，銅硫混合精礦的銅、硫品位及回收率均不斷上升;但磨礦細度由－0.045 mm占90%提高到－0.038 mm占90%時，雖然銅硫混合精礦的銅、硫品位仍有所上升，但相應回收率卻大幅度下降，表明已發生過磨。因此，選擇磨礦細度為－0.045 mm占90%，此時銅硫混合精礦的銅、硫品位分別為8.02%和51.12%，銅、硫回收率分別為96.78%和79.64%。

3.1.3 浮選濃度試驗

提高浮選濃度有利于提高產能，降低藥劑消耗;但過高的浮選濃度會造成礦漿發黏而對礦物的分選形成干擾。因此需要選擇合理的浮選濃度。在磨礦細度為－0.045 mm占90%、碳酸鈉調礦漿pH為8、捕收劑為200 g/t丁黃藥的條件下考察浮選濃度對銅硫混合精礦品位及回收率的影響，試驗結果見圖6。

圖6 浮選濃度試驗結果Fig.6 Test results of flotation concentration

從圖6可知，較高的浮選濃度有助于提高銅和硫的回收率，但浮選濃度過高對混合精礦的品位不利。綜合考慮混合精礦的銅、硫品位和回收率，選擇浮選濃度為30%。

3.1.4 礦漿pH試驗

礦漿pH是銅硫混合浮選的重要影響因素［9-10］。在磨礦細度為 －0.045 mm占90%、浮選濃度為30%、捕收劑為200 g/t丁黃藥的條件下，分別用碳酸鈉和石灰調整礦漿pH進行銅硫混合浮選，試驗結果見圖7、圖8。

圖7 碳酸鈉調pH時銅硫混合精礦的指標變化Fig.7 Index variation of copper-sulfide mixing concentrate when adjusting the pH with sodium carbonate

圖8 石灰調pH時銅硫混合精礦的指標變化Fig.8 Index variation of copper-sulfide mixing concentrate when adjusting the pH with lime

比較圖7、圖8可知:碳酸鈉調礦漿 pH值為8時，可獲得銅品位為7.21%、硫品位為50.25%、銅回收率為97.51%、硫回收率為87.75%的銅硫混合精礦;而石灰調礦漿pH時，銅硫混合精礦的硫品位最高只有 48.65%(pH=7)、銅回收率最高只有92.35%(pH=8)、硫回收率最高只有86.97%(pH=7)。因此，選擇采用碳酸鈉將礦漿pH調為8。

3.2 銅硫分離浮選抑制劑試驗

對磨礦細度為－0.045 mm占90%、浮選濃度為30%、碳酸鈉調礦漿pH值為8、捕收劑為200 g/t丁黃藥條件下獲得的銅硫混合精礦進行浮銅抑硫分離浮選。在確定了礦漿pH條件、礦漿濃度條件和捕收劑條件后，比較了石灰、Na2SO3+ZnSO4、Na2S2O3和氰化鈉的抑制效果［11-12］，試驗流程見圖9，試驗結果見表3(藥劑用量均對原礦計)。

圖9 銅硫分離抑制劑試驗流程Fig.9 Test flow-sheet of inhibitor for separation of copper and sulfur

表3 銅硫分離抑制劑種類試驗結果Table 3 Test results of inhibitor for separation of copper and sulfur

從表3可知，石灰、Na2SO3+ZnSO4和 Na2S2O3均不能使銅硫得到有效分離，只有氰化鈉能獲得較好的銅硫分離效果，可得到銅品位為15.74%、銅作業回收率為92.05%的銅精礦和硫品位為51.68%、硫作業回收率為53.74%的硫精礦，因此確定采用氰化鈉為銅硫分離時的硫抑制劑。

為獲得更好的銅硫分離指標，進一步按圖9進行了氰化鈉的用量試驗，結果見圖10。

從圖10可知，增加氰化鈉用量可使銅硫分離更為徹底，但氰化鈉用量由20 g/t增加至25 g/t(均對原礦計)時，銅精礦和硫精礦的指標變化很小，因此確定氰化鈉的用量為20 g/t(對原礦計)，此時可得到銅品位為18.02%、銅作業回收率為95.01%的銅精礦和硫品位為52.03%、硫作業回收率為64.18%的硫精礦。

3.3 弱磁選磁場強度試驗

磨礦細度為－0.045 mm占90%、浮選濃度為30%、碳酸鈉調礦漿pH值為8、捕收劑為200 g/t丁黃藥條件下產生的的銅硫混合浮選尾礦的化學多元素分析結果見表4。采用XSCRS－14鼓形濕式弱磁選機對該尾礦進行弱磁選回收磁鐵礦。鑒于磁鐵礦粒度一般在0.08 mm左右，在原礦磨至－0.045 mm占90%時應已基本解離，因此直接進行了磁場強度試驗。試驗結果見表5。

表4 混浮尾礦化學多元素分析結果Table 4 Chemical analysis results of bulk flotation tailings %

從表5可知，提高磁場強度，鐵精礦的鐵品位逐漸下降，硫含量和鐵回收率逐漸上升，硫含量均不到0.1%。兼顧鐵精礦的鐵品位和鐵回收率，選擇弱磁選磁場強度為119.4 kA/m，此時可得到鐵品位為61.89%、鐵作業回收率為30.02%的鐵精礦。

3.4 全流程試驗

在以上條件試驗基礎上，按圖11進行了銅硫混合浮選—銅硫分離浮選—浮選尾礦弱磁選全流程試驗，試驗結果見表6。

表5 弱磁選磁場強度試驗結果Table 5 Conditioning test results of low intensity magnetic separation %

圖11 試驗全流程Fig.11 Total tests flow-sheet

表6 全流程試驗結果Table 6 Results of total tests flow-sheet

表6表明，采用銅硫混合浮選—銅硫分離浮選—弱磁選流程處理云南河口伴生硫鐵的低品位硫化銅礦石，可以得到銅品位為18.03%、銅回收率為93.07%的銅精礦，硫品位為52.02%、硫回收率為56.34%的硫精礦以及鐵品位為61.90%、含硫0.05%、鐵回收率為27.38%的鐵精礦，從而實現了礦石中有價元素銅、硫、鐵的綜合回收。

從表6還可以看出，硫精礦中的銅品位比較高，為0.57%，這是由于礦石中部分黃銅礦與黃鐵礦形成固熔體造成的，以這種狀態存在的黃銅礦和黃鐵礦無法用物理選礦方法分離，須采用化學或冶金方法。

4 結論

(1)云南河口銅礦石含銅0.59%、含硫4.57%、含鐵36.98%，屬伴生硫鐵的低品位硫化銅礦石，銅、硫、鐵在礦石中分別主要以黃銅礦、黃鐵礦、磁鐵礦形式存在，但有少部分黃銅礦和黃鐵礦形成固熔體。

(2)采用銅硫混合浮選—銅硫分離浮選—浮選尾礦弱磁選流程處理該礦石，較好地實現了銅、硫、鐵的綜合回收，獲得了銅品位為18.03%、銅回收率為93.07%的銅精礦，硫品位為52.02%、硫回收率為56.34%的硫精礦以及鐵品位為61.90%、含硫0.05%、鐵回收率為27.38%的鐵精礦，但黃銅礦和黃鐵礦固熔體的存在導致了硫精礦中仍含有0.57%的銅。

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