马来西亚某高硫铜矿磁选⁃浮选工艺试验研究①

王丰雨， 徐晓衣， 谢宝华， 张超达

（1.广东省资源综合利用研究所，广东 广州510651； 2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东 广州510651； 3.广州粤有研矿物资源科技有限公司，广东 广州510651）

铜是影响国民经济发展的重要金属资源，仅次于铁和铝，在人类文明进步史上发挥着不可替代的作用。铜具有良好的导电性、导热性和延展性，且化学性质稳定，广泛应用于电子信息、电气工程、国防和建筑工业等重要领域［1-3］。 铜矿资源根据氧化程度分为硫化铜矿、氧化铜矿和混合铜矿，其中硫化铜矿石较为常见，大约80%的矿产铜来自硫化铜矿，其余来自氧化铜和自然铜［4］。 随着经济发展，铜需求持续上涨，优质铜矿资源日趋匮乏，而“贫细杂”铜资源采用传统工艺难以有效回收，亟需开发新型选铜药剂及工艺［5］。

高硫铜矿石是典型的难选铜矿，其中黄铜矿与磁黄铁矿共生，易氧化，可浮性不稳定，部分磁黄铁矿与黄铜矿可浮性相似，分选难度大，若采用单一浮选流程、以重压强拉的方式处理，分选效果不好且药剂消耗量大。 该类铜矿回收的关键在于铜高效捕收及硫化铁矿的有效抑制，在流程选择上要有更大的适应性和灵活性，做到能收早收，避免中矿恶性循环［6-8］。 马来西亚某高硫黄铜矿具有硫含量高、铜氧化率高的特点，导致铜回收困难，本文以该矿为研究对象，探索高效铜回收工艺，以期实现低碱度条件下回收铜，为同类资源的回收利用提供参考。

1 矿石性质

原矿光谱分析结果见表1，化学多元素分析结果见表2。 由表1～2 可知，原矿按有价成分分类属黄铁矿型铜，这种硫化铜矿物表面易氧化，硫含量高，矿浆酸性强，产生大量水溶铜离子，水溶铜离子活化了铁离子，从而加大了铜硫分离难度。

表1 原矿光谱分析结果（质量分数）／%

表2 原矿化学多元素分析结果（质量分数）／%

矿石中主要硫化物为黄铁矿，主要金属矿物有（磁）黄铁矿和黄铜矿，其次为铜蓝、褐铁矿、闪锌矿、毒砂，还有少量方铅矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石、硅孔雀石、赤铁矿等；黄铜矿与黄铁矿关系密切，黄铜矿呈脉状、网脉状充填于黄铁矿的裂隙中或周围，也可见黄铜矿呈细小颗粒状被黄铁矿包裹。

原矿铜物相分析结果见表3。 由表3 可知，硫化铜为主要回收矿物，其次为自由氧化铜，另外含有5.45%的结合氧化铜较难回收。 该铜矿石属于高氧化率的硫化铜矿，致使铜矿物回收困难。

表3 原矿铜物相分析结果

2 试验药剂及设备

试验中使用的药剂有丁基黄药、丁铵黑药、Z⁃200、MOS⁃2、乙硫氮、MB、石灰和2＃油等，均为矿山选厂工业级药剂。 试验用水为民用自来水。 试验所用设备为XMQ 系列锥形球磨机、XFG 系列单槽浮选机和SSS⁃I型高梯度磁选机。

3 试验结果与讨论

3.1 浮选试验

3.1.1 浮选流程

根据原矿工艺矿物学特性进行了铜硫混合浮选和铜优先浮选对比试验，结果表明，铜硫混合浮选铜富集比较低，无法达到富集铜的目的，且铜硫混合浮选之后再分离较难实现；而铜优先浮选可最大限量抛去脉石和黄铁矿，减少对后续铜硫的影响，故选用优先浮铜的方案。 浮选原则流程见图1。

图1 浮选原则流程

3.1.2 磨矿细度试验

按照图1 所示流程，在抑制剂石灰用量4 000 g／t、捕收剂丁基黄药用量200 ＋80 g／t、起泡剂2＃油用量20 g／t 条件下，考察了磨矿细度对浮选指标的影响，结果见图2。 由图2 可知，随着磨矿细度越来越细，粗精矿产率提高，回收率有所提高，在-0.074 mm 粒级含量小于80%时，随细度增加品位逐渐上升，但之后-0.074 mm粒级含量继续增加品位呈断崖式下降。 为保证粗精矿回收率的同时尽可能提高品位，确定最佳磨矿细度为-0.074 mm 粒级占80%，此时粗精矿铜品位3.04%、回收率53.60%。

图2 磨矿细度试验结果

3.1.3 捕收剂种类及用量

按照图1 所示流程，在磨矿细度-0.074 mm 粒级占80%，捕收剂用量粗选200 g／t、扫选40 g／t 条件下，考察了捕收剂种类对浮选指标的影响，结果见表4。

表4 捕收剂种类试验结果

由表4 可知，丁铵黑药、乙硫氮和Z⁃200＋丁基黄药作为捕收剂粗精矿回收率较高，但铜品位低，达不到富集要求，且硫随铜走，后期铜硫分离难以实现。 丁基黄药作为捕收剂所得粗精矿中铜品位最高，回收率偏低，可通过优化其他条件来改善回收率。

确定以丁基黄药为捕收剂的基础上进行了捕收剂用量试验，结果见图3。 由图3 可知，随着丁基黄药用量增加，粗精矿产率上升，回收率也逐渐上升，但铜品位不断下降，在丁基黄药用量280 g／t（粗选200 g／t＋扫选80 g／t）时铜品位和回收率相对较好，此时铜品位3.14%、回收率53.21%。

图3 丁基黄药用量试验结果

3.1.4 石灰用量

铜浮选过程中常常添加石灰，一则调节pH 值，二则抑制硫化铁，但石灰用量过多会使浮选泡沫发黏，降低浮选效果［9-10］。 试验矿样含硫高，矿浆酸性强易氧化，浮选前需加入石灰调节至适宜pH 值。 磨矿细度-0.074 mm 粒级占80%，丁基黄药总用量280 g／t、2＃油用量20 g／t 条件下，考察了石灰用量对铜浮选的影响，结果见图4。 由图4 可知，随着石灰用量从2 000 g／t 增加至4 000 g／t，铜品位上升，石灰用量超过4 000 g／t 后铜品位逐渐递减，而铜精矿回收率一直在减少，石灰用量4 000 g／t 时矿浆pH 值大约为6，石灰用量10 000 g／t 时矿浆pH 值大约为9，矿浆pH ＝9 选别效果差于pH＝6，该铜矿浮选规律不符合传统硫化铜矿高碱介质浮选规律。

图4 石灰用量试验结果

3.2 磁选试验

浮选所得铜精矿指标达不到生产要求，考虑到试样中含有大量磁黄铁矿，故探索磁选能否改善铜精矿指标。 磁场强度1.0 T、脉动227 r／min 条件下进行了一粗一扫磁选，磁选流程见图5，结果见表5。 可以发现磁选精矿中铜品位大于磁选尾矿，磁选精矿中铜品位为3.15%，磁选尾矿中铜品位为0.74%。 该铜矿为含铜黄铁矿型，磁选处理后改善了矿浆环境更利于浮选。

图5 磁选探索试验流程

表5 磁选试验结果

3.3 闭路试验

在条件试验的基础上进行了全流程闭路试验，试验流程见图6，结果见表6。 磁选预处理之后的矿浆pH 值易调节，此时的矿浆适用传统高碱浮选流程。 磁场强度1.0 T 条件下，经过2 次磁选得到磁选精矿和尾矿分别给入浮选，磁选精矿经一粗二精浮选得到铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1；磁选尾矿经二粗三精浮选得到铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2，铜总回收率60.68%。

图6 闭路试验流程

表6 闭路试验结果

4 结 论

1） 原矿含Cu 0.98%、S 19.44%、Fe 19.41%，铜氧化率为29.09%，矿物组成复杂，属黄铁矿型铜，部分铜与黄铁矿包裹共生，硫化铜矿物表面易氧化，产生大量水溶铜离子，导致该铜矿难以回收。

2） 磁选⁃浮选联合流程得到了铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1 和铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2，铜总回收率为60.68%。

3） 单一浮选试验指标达不到生产要求，磁选预处理可以调节矿浆pH 值，改善浮选环境，提高了铜精矿品位和回收率，今后将继续探索磁化预处理对该铜矿回收的影响。