某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

李国栋 邱廷省 郭海宁 严华山

（1.江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州341000；2.西北矿冶研究院，甘肃白银730900）

铜硫矿是我国主要的铜矿类型之一，铜硫矿中黄铜矿与黄铁矿的分离是目前研究的重点。铜矿物在黄铁矿中嵌布粒度大小不均匀，伴生多种有用元素，硫化矿表面物理化学性质相近［1-2］，且黄铁矿可浮性变化较大，增加了分离的难度［3-5］。目前在利用浮选工艺进行铜硫分离时，是以高钙条件下进行浮铜抑硫为原则的工艺流程［6-8］，而此类工艺流程，一般都存在石灰用量大、管道结钙严重、需用硫酸活化被抑制的黄铁矿等问题［9-11］。此外，高碱度的矿浆环境中，伴生的贵金属等会损失在硫精矿中，不利于贵金属的综合回收［12-15］。因此，研究在低碱度条件下实现伴生贵金属的铜硫矿石综合回收，对提高企业经济效益和矿产资源的综合利用具有重要的意义。本研究以某含金铜硫矿为研究对象，针对矿石性质特点，采用“铜硫优先浮选”的原则工艺流程，在低碱条件下实现矿石中金、铜、硫的综合回收。

1 试样、试剂及方法

1.1 试样

该矿石主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿，其次还有毒砂、白铁矿、胶状黄铁矿等；脉石以矽卡岩化石英闪长岩、复杂矽卡岩为主，主要为易斜长石、绿帘石、黝帘石、绿泥石等。

黄铜矿在该矿石中分布广泛，主要呈他形粒状集合体，集合体粒度大小不一。黄铜矿的嵌布形态多样，多呈他形粒状、星点状散布于脉石中，黄铜矿与黄铁矿嵌布关系较为复杂，毗邻连生，或填充在黄铁矿裂隙间，少量黄铜矿与黄铁矿、白铁矿形成布纹状结构，单体解离较难。黄铁矿为矿床中分布最广，含量最多的金属硫化物，与白铁矿共生。黄铁矿以胶状为主，集合体多混入有脉石，少量的自形晶黄铁矿。磁黄铁矿以自形、半自形晶粒为主，与黄铜矿关系较为密切，极少量的磁黄铁矿包裹着黄铜矿。

矿石的多元素分析、铜物相分析、主要矿物组成分别见表1、表2和表3。

注：Au、Ag单位为g/t。

由表1可知，该矿石可回收的有价元素主要为Au、Cu、S；由表2可知，矿石中铜主要以原生硫化铜和次生硫化铜的形式赋存；由表3可知，矿石中脉石矿物主要是石英、长石、方柱石、绿帘石等，金属矿物则主要是黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿等。

1.2 试剂

本次试验研究所用的Z-200、CaO、丁基黄药、松醇油以及硫活化剂QH均为工业纯，其中QH为我校研发的高效黄铁矿活化剂，主要成分为复合型强酸弱碱盐。

1.3 试验方法

试验研究矿石中主要回收铜、金、硫3种元素，且金主要在铜精矿中富集，对该含金铜硫矿石应用铜硫优先浮选工艺流程，即在磨矿时添加氧化钙为硫的抑制剂，磨矿至一定细度后，添加Z-200为铜捕收剂进行优选浮选作业，浮选铜尾矿再添加硫活化剂QH、捕收剂丁基黄药和起泡剂松醇油后进行浮选硫作业，最终得到铜精矿、硫精矿和尾矿产品。

2 试验结果与讨论

2.1 磨矿细度试验

工艺矿物学研究结果表明，矿石中黄铜矿与黄铁矿和磁黄铁矿等矿物嵌布关系紧密，适宜的磨矿细度条件下，目的矿物有效解离是取得优异指标的前提。磨矿细度的试验流程见图1，试验结果见图2。

由图2可知，随着磨矿细度的增加，铜粗精矿中铜的回收率略有降低，但铜品位呈现持续增加的趋势；硫粗精矿中硫的品位呈现持续降低的趋势，但硫回收率却呈现持续增加的趋势且在磨矿细度为-74 μm含量为85%后变化趋于缓和。综合考虑，选择磨矿细度为-74 μm含量占85%。

2.2 铜粗选条件试验

2.2.1 氧化钙用量试验

在低碱度的矿浆条件下进行铜硫优先浮选作业时，保证铜指标的同时也要考虑金在铜精矿中的富集，所以选择适宜的氧化钙用量尤为重要。在磨矿细度为-74 μm占85%，Z-200用量为60 g/t，浮选时间为4 min的固定条件下研究氧化钙用量对铜粗选指标的影响，试验结果见表4。

由表4可知，随着氧化钙用量的增加，铜粗精矿中铜的品位呈现持续升高的趋势，而铜回收率则呈现持续降低的趋势；金在铜粗精矿中的回收率呈现持续降低趋势，但金品位则先升高后降低。综合考虑，在低碱度下浮选铜金时选择氧化钙的用量800 g/t较为适宜，此时矿浆的pH为9～10，可实现低碱度下抑硫浮铜。

2.2.2 捕收剂种类试验

在低碱度的条件下进行铜硫分离回收，对铜捕收剂的要求较高，因此，进行了铜粗选捕收剂种类的试验研究，固定磨矿细度为-74 μm占85%，氧化钙用量为800 g/t，浮选时间为4 min。试验结果见表5。

由表5可知，在相同用量的情况下，Z-200对原矿中铜和金的捕收效果最优，铜和金的品位及回收率均最高，综合考虑，在低碱条件实现铜金的综合回收时，选择Z-200为铜粗选捕收剂较为适宜。

2.2.3 Z-200用量试验

固定磨矿细度-74 μm占85%，氧化钙用量800 g/t，浮选时间4 min，考察Z-200的用量对铜浮选指标的影响。试验结果见图3。

由图3可知，随着Z-200用量增加，铜粗精矿中铜的品位呈现降低趋势，铜回收率呈现持续升高趋势，在Z-200用量达到70 g/t后变化趋于缓和，综合考虑，铜粗选时选用Z-200用量为70 g/t，此时铜粗精矿中铜的品位和回收率分别为10.06%和86.25%。

2.3 硫粗选条件试验

2.3.1 QH用量试验

硫活化剂QH的用量试验流程见图4，试验结果见图5。

由图5可知，QH对该矿石中硫的活化效果较好，在没有添加QH的情况下，硫的回收率仅为40.54%，而随着QH用量的增加，硫精矿的回收率呈现持续增加的趋势且在QH用量达到800 g/t后变化趋于缓和，综合考虑，在硫粗选时适宜的QH用量为800 g/t。

2.3.2 丁基黄药用量试验

硫粗选丁基黄药的用量试验流程见图4，试验结果见图6。

由图6可知，随着丁基黄药用量的增加，硫粗精矿中硫的品位呈现持续降低的趋势，硫的回收率则呈现持续增加的趋势，且在丁基黄药用量达到140 g/t后变化趋于缓和，综合考虑硫粗选时选择丁基黄药的用量140 g/t较为适宜，此时硫粗精矿中硫的品位和回收率分别为28.34%和67.20%。

2.4 闭路试验

在条件试验的基础上进行了闭路试验，试验流程见图7，试验结果见表6。

由表6可知，在低碱度条件下应用铜硫优先浮选工艺流程处理该铜硫矿石，可获得铜品位为18.42%、铜回收率为84.97%，含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿和硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿，金在铜精矿中有效富集，实现了有价金属的综合回收。

3 结 论

（1）某铜硫矿石中可供回收的有价元素为铜、金和硫，品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%，其中铜主要以原生硫化物和次生硫化物的形式赋存。矿石中脉石矿物主要是石英、长石、方柱石、绿帘石等，金属矿物则主要是黄铜矿、白铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿等，黄铜矿嵌布粒度细，且与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物的嵌布关系复杂。

（2）在低碱度条件下，应用铜硫优先浮选工艺流程对该铜硫矿物进行有价金属综合回收的试验研究，闭路试验结果表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下，以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9～10），Z-200为铜矿物捕收剂，经1次粗选、2次精选和1次扫选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收率为84.97%，含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿；浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH，以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、2次精选和1次扫选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿，金在铜精矿中有效富集，在低碱度的条件下实现了有价金属的综合回收。