某选铁尾矿低碱度铜硫分离试验研究*

赵迎锋，王 澜，王礼平

（1.江西铜业集团有限公司 永平铜矿，江西 上饶 334506；2.江西理工大学 资源与环境工程学院，江西 赣州 341000）

1 引言

随着国家经济的发展，对各种金属的需求也在不断增加，然而矿产资源储量有限、不可再生，单一、易选的富矿不断减少，共生复杂、难选的贫矿不断增加，对尾矿的综合回收利用显得尤为重要［1-3］。某选铁尾矿中可回收的矿物主要为黄铜矿和黄铁矿，长期以来，该铁矿采用：优先磁选铁—铁尾铜硫混浮—精矿再磨分选工艺，添加大量石灰维持高pH进行铜硫分离［4-5］。该高碱工艺虽可获得合格的铜精矿，但生产过程中因石灰用量大，存在废水难排、精矿难虑，管道易堵等难题［6］。

本研究利用低碱度铜硫分离技术［7］，采用新型高效抑制剂代替大部分传统添加的石灰，在低碱度条件下实现该铁矿的铜硫矿物分离。通过一系列的工艺条件筛选和试验研究，试验指标完全符合要求。

2 矿石性质

2.1 矿物成分

矿石中可利用矿物为磁铁矿，存在少量赤铁矿、褐铁矿、磁赤铁矿及镜铁矿等。黄铁矿和黄铜矿是主要回收利用的矿物。矿石中还有微量铁闪锌矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿、兰辉铜矿、斑铜矿、辉钼矿、毒砂、硫砷钴矿、白铁矿、银金矿等。脉石矿物成份复杂，以长石—石英、绿泥石—绿云母、透辉石、透闪石—阳起石等为主，其次为各种碳酸盐矿物，还有少量石榴石、绿帘石、电气石、石膏等［7-8］。混入围岩主要为泥质粉砂岩。

从矿物成份分析，该矿主要有用元素是Fe，可供综合回收利用的有Cu、S、Au和Ag。

2.2 原矿多元素分析

原矿多元素分析见表1。

2.3 原矿粒度分析

原矿粒度分析结果见表2。

表1 原矿多元素分析 %

表2 原矿粒度分析结果 %

3 选别方案及试验设备

3.1 选别方案

该试验主要回收元素为铜跟硫，黄铁矿和黄铜矿是主要回收利用的矿物。脉石矿物成份复杂，且黄铜矿嵌布粒度较为复杂，为了提高铜硫回收率和铜精矿品位，采用“铜硫混浮—铜硫分离”的流程。

3.2 试验药剂及设备

设备：SP-60×100 颚式破碎机，XPS-φ150×150 辊式破碎机， XMQ240×90 锥形球磨机 ，φ200标准筛振筛机， XFD、XFG系列浮选机。

药剂：乙黄药，丁铵，SN-9#，Z-200，Na2CO3，DS，水玻璃，石灰，DT-4#，起泡剂F111。试验用水采用试验室自来水。

DS单宁酸与柠檬酸的混合药剂，主要抑制硅酸盐矿物。DT-4#为改性后的腐植酸钠，其碱性要比腐植酸钠弱很多，主要用于抑制铁矿物，但对硫也具有一定的抑制作用。

4 试验结果及结论

4.1 混浮捕收剂种类筛选试验

混合浮选的好坏，牵涉到整个试验的铜硫分选指标。为了探求最佳的混浮效果，进行了混浮捕收剂的种类探索试验，对原矿采用两次粗选比较浮选效果，组合捕收剂用量为100mL，比例为1∶1，粗选二时药量减半，抑制剂使用醋酸钠，起泡剂F111。试验流程见图1，试验结果见图2。

由图2所示可知，混浮捕收剂在条件相同时，回收率以乙黄药+丁铵黑药组合效果较好，均在80以上；品位以乙黄药+SN-9#，乙黄药+Z-200，SN-9#这三种较高，但回收率较差。乙黄药+丁铵黑药组合时选别效果为好。此时，铜粗选回收率最高，尾矿金属损失最小。

图1 混合浮选条件试验流程

图2 混浮捕收剂种类对铜浮选的影响

4.2 混浮捕收剂乙黄+丁铵用量试验

通过浮选捕收剂种类试验确定乙黄+丁铵的浮选效果较好，控制其他条件一致下，乙黄和丁铵的用量比例控制为1∶1，通过改变药剂总量探索用量对浮选效果的影响，试验结果如图3所示。

图3 铜硫混浮时捕收剂用量对铜浮选的影响

捕收剂用量从50g/t增加至200g/t，铜品位呈下降趋势，回收率从50%增加至88.87%后下降，为保证铜的回收率有保证，尾矿金属量损失量降低选择组合捕收剂用量以乙黄+丁铵为50+50（g/t）为好。

4.3 混浮SN-9#捕收剂比较试验

为了比较所选组合捕收剂与现场使用SN-9#捕收剂的选别效果，进行混浮SN-9#捕收剂用量试验，试验流程同混浮捕收剂乙黄+丁铵用量试验。

试验结果如图4所示。随着SN-9#用量的增加，铜回收率呈增长趋势。但当SN-9#用量增加到一定量后，铜的回收率不升反降。从总体上说，SN-9#的捕收能力较组合药剂差，尾矿中铜损失偏高。

图4 SN-9#捕收剂用量对铜浮选的影响

4.4 混合浮选调整剂种类筛选试验

固定混浮捕收剂乙黄+丁铵为50+50（g/t），起泡剂F111，进行调整剂种类筛选试验，试验流程如图1，试验结果如图5所示。

图5 混浮调整剂种类对铜浮选的影响

试验结果显示，DS对硫的抑制效果最好，所得到的铜品位最高，但回收率较低；Na2CO3对铜的回收率较好，但铜的品位不高，综合比较Na2CO3的效果较为合理。

4.5 混浮调整剂用量试验

试验条件与混合浮选调整剂种类筛选试验一致，选用抑制剂Na2CO3并进行用量试验试验，结果如图6所示。铜的品位和回收率随着Na2CO3均为先增加后下降，效果较为明显，此时用量为1500g/t时，铜的品位和回收率达到最高，效果明显。

图6 混合浮选调整剂Na2CO3用量对铜浮选的影响

4.6 混合浮选流程试验

通过以上条件试验确定了捕收剂以乙黄+丁铵为50+50（g/t）、调整剂Na2CO31500g/t、起泡剂为F111的浮选药剂制度；试验混合浮选流程采用一粗两精两扫试验流程，粗精矿空白精选2次，尾矿扫选2次，扫选一精矿与粗精矿进入精选一选别。试验最终结果为混精矿铜品位3.25%，铜回收率70.99%；尾矿铜品位0.031%，铜回收率11.06%。试验混合浮选流程见图7，试验结果见表3。

图7 混合浮选试验流程

表3 混合浮选流程试验结果 %

4.7 混精再磨细度测定试验

混精再磨对提高浮选指标有现实指导意义，铜混精指标可以得到显著提高，再磨之后进行分级。通过小筒再磨、中筒再磨、不磨三种形式比较磨矿效率，最终实验结果表明中筒再磨磨矿效率最高，在磨矿时间为12min下，-320目占比82.78%。因此，只有采用中筒再磨，才能达到混精再磨细度要求。混精再磨细度测定试验流程见图8，再磨细度测定结果见图9。

确定中筒再磨形式，再进行磨矿时间的确定。因为本试验研究要求不改变现场的工艺流程和设备，所以根据再磨细度-320目占80%左右的要求，确定实验室的再磨时间为11min30s。混精再磨磨矿曲线见图10。

图8 混精再磨细度测定流程

图9 混精再磨磨矿细度测定结果

图10 混精再磨磨矿曲线图

4.8 混精铜硫分离抑制剂种类筛选试验

探究低碱度铜硫分离的工艺条件，针对铜硫分离抑制剂种类进行了筛选试验。试验流程增加再磨工艺，抑制剂加入铜粗选中抑硫，试验流程见图11。试验结果显示，石灰、石灰+ DT-4#、DT-4#、石灰+DS四种不同实验条件下，试验指标显示石灰、DT-4#、石灰+ DT-4#都能够很好地进行铜硫分离，但从选择低碱度及综合技术经济分析，铜硫分离抑制剂还是以组合抑制剂石灰+ DT-4#为好。此时，铜粗精矿品位适中，铜的回收率最高，达到74.10%。试验结果见图12。

图11 混精铜硫分离试验流程

4.9 低碱度铜硫分离组合抑制剂用量试验

选择具有低碱效果的组合抑制剂石灰+ DT-4#，对铜的浮选回收效果显著，需要进一步探究该组合抑制剂用量试验，试验流程如图11，其他试验条件不变，改变组合抑制剂石灰+ DT-4#的用量，试验结果如图13，随着抑制剂用量增加，铜品位由9.28%增至12.55%，得到显著提高，铜的回收率较为稳定，都在70%左右，其中组合抑制剂石灰+ DT-4#用量为1000+700（g/t）时效果最佳，品位和回收率最高。

图12 混精铜硫分离抑制剂种类对铜浮选的影响

图13 铜硫分离组合抑制剂用量对铜浮选的影响

4.10 低碱度铜硫分离组合抑制剂用量优化试验

通过上个试验确定组合抑制剂石灰+ DT-4#用量为1000+700（g/t），维持石灰量不变，改变DT-4#用量进一步优化药剂用量制度，其他试验条件基本不变，结果显示，随着DT-4#用量增加铜品位逐步下降，但变化不大；铜回收率先增后降，回收率最高为73.54%，综合考虑组合抑制剂优化试验，选择石灰+ DT-4#用量以1000+700(g/t)时为好。组合抑制剂用量优化试验结果如图14。

图14 组合抑制剂用量对铜浮选的影响

4.11 铜硫分离粗精矿精选试验

经过条件试验，初步确定了以捕收剂以乙黄+丁铵为50+50（g/t）、调整剂Na2CO3 1500g/t、抑制剂石灰+DT-4#1000+700(g/t)、起泡剂为F111的铜硫分离制度，并增加了粗精矿再磨工艺，最后实验结果铜品位25.10%，铜回收率59.62%，尾矿铜品位0.036%，铜损失率为13.50%。铜粗精矿精选试验流程见图15，试验结果如表4。

图15 铜粗精矿精选试验流程

表4 铜粗精矿精选试验结果 %

4.12 低碱度铜硫分离开路流程试验

通过前一铜硫分离粗精矿精选试验，确定了2次混浮粗选，粗一尾矿2次扫选，粗二精矿再磨；再进行铜硫分离，铜粗精矿精选2次，硫精矿精选1次的混合浮选流程，低碱度铜硫分离开路试验流程见图16，试验结果如表5。

图16 低碱度铜硫分离开路试验流程

表5 开路流程试验结果 %

试验结果显示，铜精矿品位26.76%，回收率57.82%；硫精矿铜品位0.09%，尾矿铜品位0.037%。在原矿品位较低的情况下，得到的铜浮选指标较好，达到合格产品要求。

4.13 低碱度铜硫分离闭路流程试验

经过上述条件试验的探索和开路试验流程后，进行全流程闭路试验，闭路试验流程见图17，闭路流程试验结果见表6。

流程采用混合浮选流程原则，1次粗选，尾矿扫选2次，粗精矿再选，进入低碱度铜硫分离，精选2次得到铜精矿，尾矿进行硫精选1次得到硫精矿。最终铜精矿铜品位26.68%，回收率80.39%；硫精矿品位47.68%，回收率74.82%。

图17 低碱度铜硫分离闭路试验流程

图18 闭路试验数质量流程图

表6 低碱度铜硫分离闭路流程试验结果 %

5 结论

（1）矿石中可利用矿物为磁铁矿，存在少量赤铁矿、褐铁矿、磁赤铁矿及镜铁矿等。黄铁矿和黄铜矿是主要回收利用的矿物。矿石中还有微量铁闪锌矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿、兰辉铜矿、斑铜矿、辉钼矿、毒砂、硫砷钴矿、白铁矿、银金矿等 。

（2）该试验主要回收元素为铜跟硫，黄铁矿和黄铜矿是主要回收利用的矿物。脉石矿物成份复杂，且黄铜矿嵌布粒度较为复杂，为了提高铜硫回收率和铜精矿品位，采用“铜硫混浮—铜硫分离”的流程。

（3）经过1次粗选，2次扫选，粗精矿再选，进入低碱度铜硫分离，精选2次得到铜品位26.68%，回收率80.39%铜精矿；硫品位47.68%，回收率74.82%硫精矿。