秘鲁某高硫选铁尾矿综合回收铜铁金银新工艺试验研究

包玺琳，柏亚林，杨俊龙，郭艳华，郭海宁(西北矿冶研究院，甘肃 白银 730900)

铜是一种用途广泛的有色金属，在我国国民经济中起着重要作用。在全球铜资源供需现状中，我国仍是铜资源第一消费国[1]。截至2018年底，我国尾矿总产生量约为12.11亿t，其中铁尾矿产生量约为4.76亿t，占尾矿总产生量的39.31%[2]。随着矿产资源日益“贫、细、杂”化，尾矿回收有价金属具有重要的意义，既增加了企业的经济效益，又避免了环境污染和安全隐患[3]。

选铁尾矿主要用途有[4]：①回收其中有价金属，包括铁金属、有色金属及非金属等；②制作建筑材料，主要作为制作砖、玻璃、混凝土的原材料；③土地复垦，进行土壤改良剂或肥料等。王花等[5]针对某选铁尾矿进行回收硫的试验研究，采用正交试验的方法，通过极差分析，对各影响因素进行了优化调整，获得了硫品位48.36%，回收率83.93%的硫精矿。万丽等[6]针对某选铁尾矿中的钼、锌、硫等有价金属，采用“钼锌硫混合浮选-分离浮选”的工艺流程，产出了锌钼混合精矿和硫精矿两种产品，实现了有用矿物的回收利用。张宗华等[7]对攀枝花钒钛磁铁矿选铁尾矿进行研究，针对不同的物质特性，提出相适应的工艺流程，回收获得钛精矿和硫钴精矿。虽然针对选铁尾矿中回收各种有价资源已有大量的试验及成果[8-11]，但从选铁尾矿中对铜、硫、铁进行回收的研究较少。

铜、硫、铁矿选矿根据矿石中矿物之间可浮性差异一般有以下2种分选工艺流程：①优先浮选工艺，即优先选铜，再选铁；②铜硫混合浮选，然后进行铜硫分离，最后选铁[12-13]。赵迎锋等[14]针对某含铜0.23%，含硫7.65%的选铁尾矿，采用铜硫混合浮选-铜硫分离工艺流程，获得了铜精矿铜品位26.68%，回收率80.39%等较好指标。针对某铜硫矿含泥高的特点，陈旭波等[15]采用“铜硫混浮-铜硫分离”工艺流程，获得了铜品位23.70%，铜回收率87.17%的铜精矿。

秘鲁某铁矿选铁尾矿中铜品位0.83%，铁品位24.04%，同时伴生一定的金、银，具有较高的综合回收价值。但一直未得到有效的回收利用，主要原因有3点：①该矿山位于海边，淡水资源缺乏，选矿用水为海水，有研究表明[16-19]海水对矿物界面、矿物与起泡的性质、矿物与矿物之间、矿物与气泡间均会产生相互作用影响，同时海水中各种无机盐离子含量较高，对浮选泡沫的选择性产生一定的干扰；②该原料为选铁的尾矿，其中包括粗磁尾矿、精磁尾矿和反浮选脱硫的泡沫按照65∶24∶11的比例组成，而反浮选脱硫的泡沫残余大量药剂以及被活化后的硫抑制较为困难；③选铁尾矿含硫较高，达到15.37%，且硫的可浮性较好，对铜精矿品质造成了一定的影响。

为实现“变废为宝”，综合开发利用该尾矿资源，本文以该选铁尾矿作为研究对象，开展选矿试验研究。通过原则工艺流程和新药剂制度的试验研究，确定“优先选铜-粗精矿再磨-尾矿选铁-铁精矿反浮选脱硫”的新工艺，获得了较好的选矿指标，解决了选铁尾矿难回收的问题，实现了二次资源的有效回收，对该类型二次资源的综合回收具有一定的参考意义。

1 原矿性质研究

1.1 化学多元素分析

以秘鲁选铁尾矿为研究对象，进行化学多元素分析，结果见表1。

由表1可知，综合回收中可回收的有价元素为铜、铁、金、银，硫的含量较高，为15.37%。主要脉石矿物为硅酸盐类矿物。对该选铁尾矿进行粒度分析，-0.074 mm含量占51%。

1.2 铜、铁物相分析

对铜、铁分别进行物相分析，分析结果见表2和表3。

表1 综合尾矿多元素分析Table 1 Multi-element analysis of the comprehensive tailings

表2 铜物相分析结果Table 2 Results of copper phase analysis

表3 铁物相分析结果Table 3 Results of iron phase analysis

由表2和表3可知，该原料中铜矿物主要为硫化铜，含量占总铜的71.08%，其次为次生铜，次生铜离子会造成对硫的抑制较为困难。铁矿物主要为硫化铁，磁性铁含量占总铁的20.42%，可以采用磁选回收。

1.3 主要矿物组成及含量

该矿石矿物组成较为简单，金属矿物以黄铁矿为主，还有少量黄铜矿、磁铁矿、褐铁矿、赤铁矿、菱铁矿、白铁矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿，微量方铅矿、孔雀石等。脉石矿物主要为石英、长石、角闪石、绿泥石、方解石、泥质等，具体矿物含量见表4。黄铁矿约占矿物总量的27.0%，粗粒级粒径达1.0 mm，细粒级在0.025～0.400 mm之间。黄铜矿约占矿物总量的1.6%，单体粒径最粗可达0.5 mm，一般在0.02～0.15 mm之间；磁铁矿含量约占矿物总量的5.0%，单体含量比较多，粒径一般在0.02～0.15 mm之间，个别粗粒达到0.3 mm。

1.4 工艺流程

矿石工艺矿物学研究结果表明，该矿石中铜矿物除原生硫化铜外，含有部分次生硫化铜和氧化铜，矿石中硫含量较高，且部分黄铜矿与黄铁矿嵌布关系较为密切，因此，确定采用优先浮选，即抑硫选铜。为了提高铜精矿品位和铜回收率，对粗精矿再磨后进行精选。磁选选铁后，铁精矿中硫超标，采用反浮选脱硫，可以获得合格铁精矿。因此，最终确定采用“优先选铜-粗精矿再磨-尾矿再选铁-铁精矿反浮选脱硫”的工艺流程，试验工艺流程见图1。试验采用的主要药剂有石灰、硫化钠、硫酸铜、丁基黄药、酯-112等，均为工业纯级别。粗选采用XFD-1.5L浮选机，精选采用XFD-1.0L和XFD-0.5L浮选机，粗选浓度为31.5%，精选一浓度为15.5%，精选二浓度为12%，精选三浓度为9%。

表4 矿石主要矿物组成含量Table 4 Quantification of main mineral composition of ore

图1 试验工艺流程图Fig.1 Flow sheet of test process

2 试验结果与讨论

2.1 磨矿细度试验

原矿工艺矿物学表明，原矿中硫含量较高，同时铜矿物与黄铁矿之间毗邻连生、嵌布紧密。因此，适宜的磨矿细度，实现铜矿物与黄铁矿之间的解离，是抑硫浮铜的关键，不仅有利于铜矿物的回收，也可以提高铜精矿的品位。按图1所示工艺流程进行磨矿细度试验，试验结果见图2。

从图2可以看出，随着磨矿细度的提高，铜品位及回收率均得到较好提高，当磨矿细度-0.074 mm含量超过80%时，铜回收率趋于平缓，铜品位下降，主要原因是过磨导致一部分脉石泥化，造成浮选过程选择性变差。 因此，适宜的磨矿细度为-0.074 mm，占80%。

2.2 石灰用量试验

石灰是硫化矿常用的调整剂，主要作用是调整矿浆的pH值，抑制黄铁矿，沉淀一部分对分选有害的离子。石灰能有效抑制黄铁矿，主要是石灰水解产生的OH-与黄铁矿表面的Fe2+作用形成难溶的氢氧化亚铁和氢氧化铁薄膜，使黄铁矿受到抑制。按图1所示工艺流程进行石灰用量试验，试验结果见图3。

图2 磨矿细度试验结果Fig.2 Results of grinding fineness

图3 石灰用量试验结果Fig.3 Results of lime dosage

从图3可以看出，石灰对黄铁矿的抑制效果较好，随着石灰用量的增加，铜精矿铜品位得到大幅提升。当石灰用量继续增加，大于8 000 g/t时，一部分铜矿物及铜硫连生体受到了抑制，铜矿物含量下降。因此，确定石灰用量为8 000 g/t，此时pH值为11，游离氧化钙含量为560.0 g/m3。

2.3 硫化钠用量试验

该二次资源在回收利用过程中存在一定的困难，主要原因为：①该二次资源为选铁尾矿，在铁精矿脱硫过程中添加了大量的药剂，造成选铜时硫较难抑制；②在海水介质中浮选，含有各种难免离子，其中Ca2+、Mg2+离子等含量分别为1.5 g/L、4.5 g/L，这些离子形成氢氧化物覆盖在矿物表面，降低了铜矿物的可浮性；③该原料中次生铜含量占总铜的18.08%，矿浆中的次生铜离子对硫产生活化作用[20]，研究表明[21]，海水能促进铜离子对硫的活化作用，主要是海水的导电率高、氧化还原电位低，能够增加溶液中Cu2+的浓度。为消除残余药剂及各种难免离子对浮选过程的影响，进行了硫化钠用量试验，试验结果见图4。

图4 硫化钠用量试验结果Fig.4 Results of sodium sulfide dosage

图4试验结果表明，硫化钠对铜精矿品位及回收率的提高均有较好的作用。 当硫化钠用量为100 g/t时，继续增加硫化钠用量，铜回收率变化不大，但铜品位下降，主要原因是过量的硫化钠导致矿浆泡沫黏性增加，选择性变差。因此，确定硫化钠用量为100 g/t。

2.4 丁基黄药用量试验

在磨矿细度-0.074 mm占80%，石灰用量为8 000 g/t，硫化钠用量为100 g/t，酯-112用量为50 g/t的条件下，进行了丁基黄药用量试验，试验工艺流程如图1所示，试验结果见图5。

从图5可以看出，当丁基黄药用量为45 g/t时，铜精矿品位下降和回收率上升达到平衡。因此，确定丁基黄药用量为45 g/t。

2.5 酯-112用量试验

酯-112是一种新型捕收起泡剂，主要成分为混合脂肪酸酯与硫氮丙腈酯等，该药剂选择性较好，能够消除矿浆中离子对浮选过程的影响，对高硫铜矿有较好的选别指标，实现对铜、硫的有效分选。当磨矿细度为-0.074 mm占80%，石灰用量为8 000 g/t，硫化钠用量为100 g/t，丁基黄药用量为45 g/t时，进行酯-112用量试验，试验结果见图6。

图5 丁基黄药用量试验结果Fig.5 Results of butyl xanthate dosage

图6 酯-112用量试验结果Fig.6 Results of ester-112 dosage

图6试验结果表明，酯-112的选择性较好，随着酯-112的增加，铜的回收率得到较大的提高，品位保持平缓。当酯-112用量超过45 g/t时，铜回收率变化不大，但品位下降较大。因此适宜的酯-112用量为45 g/t。

2.6 精选Ⅰ再磨细度试验

原矿工艺矿物学表明，该矿中黄铜矿部分被黄铁矿、脉石包裹或沿着脉石解理缝隙充填，包裹体粒径多小于0.03 mm；部分充填在黄铁矿粒间或者与黄铁矿条纹状连生(图7)。为提高铜精矿的品位及回收率，在铜粗选条件试验的基础上，以铜粗精矿作为给矿，进行了铜粗精矿再磨细度试验，试验结果见图8。

图7 黄铜矿(黄)与黄铁矿(白)条纹状连生Fig.7 Stripe of chalcopyrite (yellow) and pyrite (white)

图8 再磨细度试验结果Fig.8 Results of regrinding fineness

从图8可以看出，随着再磨细度的提高，部分包裹铜矿物与黄铁矿和脉石得到了较好的解离，使得铜精矿铜品位和精选作业回收率均升高。因此，适宜的再磨细度为-0.037 mm，含量占85%。

2.7 铁粗选磁场强度试验

矿石工艺矿物学查明，该原料中磁性铁含量占总铁的20.42%。因此，以铜浮选尾矿作为给矿，进行铁粗选磁场强度试验，试验结果见表5。从表5可以看出，适宜的铁粗选磁场强度为10 A/m。

表5 铁粗选磁场强度试验结果Table 5 Rough magnetic field strength test results of iron

3 闭路试验

根据条件试验确定的最佳药剂制度，按照“优先选铜-粗精矿再磨-尾矿选铁-铁精矿反浮选脱硫”的工艺流程进行闭路试验研究，工艺流程及药剂制度如图9所示，试验结果见表6。

由表6可知，采用该工艺方案获得了铜精矿铜品位26.15%，铜回收率83.33%，铜精矿中含金2.14 g/t，金回收率为44.34%，含银107.50 g/t，银回收率为63.33%；铁精矿铁品位68.32%，铁产率5.4%，铁回收率15.61%，指标较好。产品多元素分析结果表明，铁精矿中硫含量0.19%，铜含量0.03%，磷含量0.008%，二氧化硅含量为1.25%。

表6 闭路试验结果Table 6 Results of closed circuit test

图9 闭路试验工艺流程及药剂制度Fig.9 The flow sheet and reagent system ofclosed-circuit test

4 结 论

1) 该矿石中主要可回收利用的元素为铜和铁，其中铜品位为0.83%，铁品位为24.04%。该矿石中铜矿物除原生硫化铜外，尚有部分次生硫化铜和氧化铜；矿石中硫的含量较高，为15.37%，部分铜矿物与黄铁矿嵌布关系紧密，对铜精矿铜品位和回收率的提高造成一定的困难。

2) 该矿山位于海边，淡水资源缺乏，选矿用水为海水，海水中各种离子含量较高，对浮选泡沫的选择性产生一定的干扰；该原料为选铁的尾矿，其中包括粗磁尾矿、细磁尾矿和反浮选脱硫的泡沫，而反浮选脱硫的泡沫残余大量药剂以及被活化后的硫抑制较为困难；选铁尾矿含硫较高，达到15.37%，且硫的可浮性较好，对铜精矿品质造成了一定的影响，选铁尾矿综合回收难度大。

3) 试验确定采用“优先选铜-粗精矿再磨-尾矿选铁-铁精矿反浮选脱硫”的新工艺流程，最终指标为铜精矿铜品位26.15%， 铜回收率83.33%， 铜精矿中含金2.14 g/t，金回收率为44.34%，含银107.50 g/t，银回收率为63.33%；铁精矿铁品位68.32%，铁产率5.4%，铁回收率15.61%。铁精矿中硫含量0.19%，铜含量0.03%，磷含量0.008%，二氧化硅含量为1.25%。