国外某复杂硫化铜矿选矿试验研究

边润泽

(金诚信矿业管理股份有限公司，北京 100071)

在国民经济和国防建设中，铜作为重要的工业金属资源，有着广泛用途。根据美国地质调查局(USGS)发布的矿山铜产量数据显示：2020年全球铜矿山产量为2 000万t，中国已探明的铜矿储量仅占世界铜矿储量的8%[1]。随着国民经济的发展，中国已成为世界上最大的精炼铜、铜材生产和消费国[2，3]。由于国内铜矿存在贫矿多、富矿少，伴生矿多、单一矿少，中小型矿床多、大型超大型矿床少的特点，为了更好地对铜矿资源进行综合开发和利用，加强国外铜矿资源的选别技术研究十分必要。

自然界中铜矿的存在形式有硫化铜矿、氧化铜矿和自然铜。铜矿石中常伴生一些硅酸盐矿物和铁氧化物，这些硅酸盐矿物多为黏土矿物，在分选过程中容易泥化，附着在铜矿表面，降低氧化铜的回收率，导致选别效果差[4]。同时三价铁和硅酸盐在水中呈碱性，排放到环境中会污染土壤，造成有价元素的丢失[5]。所以选择适合的选别工艺流程对于提高铜矿资源回收率、降低环境污染有重要意义。

本文针对国外某复杂硫化铜矿，采用单选铜—精矿再磨浮选工艺，探究了不同单因素条件对选别效果的影响，优化了选别条件，为国外铜矿资源投资开发提供了理论基础。

1 工艺矿物学研究

试验所用样品均来自现场采集，样品经过粗碎、中碎、细碎到2 mm以下，混匀缩分到袋中进行使用。分别对试验矿样进行了主要元素的化学分析(结果见表1)、铜元素化学物相分析(结果见表2)、铜矿物质组成及相对含量(结果见表3)、显微镜下的主要矿物嵌布特征分析(结果见图1)。

图1 矿石连生关系：(a)黄铜矿沿碎裂粒状嵌布于黄铁矿裂隙或粒间交代共生；(b)黄铜矿与斑铜矿沿碎裂粒状嵌布于白铁矿裂隙或周边交代；(c)黄铜矿与辉铜矿、斑铜矿交代共生；(d)辉铜矿与黄铁矿、斑铜矿交代共生；(e)辉铜矿与黄铁矿和脉石连生；(f)辉铜矿嵌布在白云石中Fig.1 Ore continuity relationship：(a)chalcopyrite embedded along the fragmented granular inlays in pyrite fissures or intergrandular accountability symbiosis；(b)chyrite and spotted copper ore embedded along the fragmented granular inlays in the whitite fissure or peripheral accounting；(c)chyrite and symbiosis with symbiosis with symbitic symbiosis between pyrite and spotted copper ore；(e)polyphite and pyrite and chalcedite；(f)chalcite embedded in dolomite

表1 矿样的主要元素化学分析结果Table 1 Chemical analysis results of the main elements of the mineral sample /%

表2 矿样化学物相分析结果Table 2 Chemical phase analysis results of copper in mineral samples /%

表3 铜矿物质组成及相对含量Table 3 Composition and relative content of copper minerals /%

从表1和表2可以看出，矿样中铜的总含量为2.75%，化学物相中的硫化铜含量较高，为2.55%，其次还有0.178%的氧化铜、0.026%的碳酸盐铜和微量水溶性铜，复杂的化合物形式增加了铜浮选过程中的难度。其他元素中，Fe、S含量较多，一般多为矿石中的黄铁矿，黄铁矿与硫化铜的表面性质相似，在浮选中容易干扰铜精矿的分选。Ca、Mg、Al元素多数存在于粘土矿物中，黏土矿物在浮选体系中易泥化，黏附在铜精矿表面，导致其浮选性变差。Ag的含量为6.0 g/t，根据市场行情评估后不具有回收价值。

从表3中可以看出，矿样中的黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿/蓝辉铜矿/铜蓝和砷黝铜矿为有用矿物，含铁矿物为赤铁矿/针铁矿/褐铁矿、黄铁矿/白铁矿，黏土矿物为白云石、长石、辉石、白云母、黑云母、石英和方解石，微量的金红石。

研究矿石内各组分之间的嵌布关系，对于磨矿细度的确定和浮选药剂的选择都有较好的指导作用[6]。图1为矿石内主要矿物嵌布特征结果，从图1中可以看出，黄铜矿沿碎裂粒状嵌布于黄铁矿裂隙或粒间，同时在白铁矿裂隙或周边也能发现黄铜矿和斑铜矿交代共生。辉铜矿与黄铁矿、斑铜矿交代共生，同时在白云石和脉石中也能发现嵌布状的辉铜矿，黄铜矿、斑铜矿与黄铁矿和白铁矿间交代共生不利于有用矿物的单体解离，因此需要选择适合的磨矿细度，将有用矿物较好的解离，避免对浮选回收率造成影响。

2 试验结果与讨论

2.1 磨矿细度试验对直接选铜的影响

磨矿细度对铜矿浮选有重要的影响。适合的磨矿细度可以在铜矿浮选前将有用矿物和无用矿物分离，提高浮选过程中铜矿的品位和回收率[7,8]，减少浮选药剂的过量消耗。本试验设置了不同的磨矿细度，探索其对铜矿直接浮选的影响，工艺流程见图2，浮选试验结果见表4。

图2 磨矿细度浮选试验流程Fig.2 Grinding fineness flotation test process

表4 磨矿细度试验结果Table 4 Grinding fineness test results /%

从表4可以看出，随着磨矿细度的增加，K1的产率和回收率逐渐提高，尾矿中铜的损失量逐渐降低，且降低幅度越来越小。同时尾矿中铜品位基本呈下降趋势，当磨矿细度为-0.074 mm含量占65%时，再增加磨矿细度，铜品位下降幅度变缓；从结果来看，细度越细，尾矿中铜损失量越低，但是幅度不明显。从技术层面来看，最佳磨矿细度应选择-0.074 mm含量占85%，但从实际投资和生产成本层面来看，要达到-0.074 mm含量为85%的粒度分布需要两段磨矿，磨矿电耗较高，而铜的整体回收率仅仅增加1个百分点。综合来看，最佳的磨矿细度应为-0.074 mm含量占65%。

2.2 氧化钙的用量对铜浮选的影响

氧化钙作为调整剂，在浮选过程中已被广泛使用。在铜矿浮选的过程中，氧化钙不仅可以为选铜提供适宜的pH值，还可以抑制砷、硫等矿物，有助于提高铜精矿品位和回收率。当磨矿细度-0.074 mm含量占65%时，本试验设置了不同的氧化钙用量，探究其对铜矿浮选的影响，工艺流程见图3，浮选试验结果见表5。

表5 不同氧化钙用量的浮选试验结果Table 5 Results of flotation test for calcium oxide dosage /%

图3 氧化钙用量浮选试验流程Fig.3 Calcium oxide dosage flotation test procedure

从表5可知，当不添加氧化钙时，铜的产率和回收率较大，品位较低，这是由于在中性矿浆中，大量的黄铁矿/白铁矿在捕收剂的作用下，快速上浮，导致精矿产率变大，影响铜的质量和回收，同时大部分的含砷矿物也进入精矿中。随着氧化钙用量的加大，精矿产率逐渐下降，铜精矿品位和回收率得到明显提升，这是因为矿浆环境中氧化钙添加量增加后，溶液逐渐呈碱性，提高了捕收剂的选择性，越来越多的黄铁矿/白铁矿和砷被抑制到尾矿中。当氧化钙用量大于3 000 g/t时，提升作用变化不明显。因此，选择氧化钙优化用量为3 000 g/t。

2.3 捕收剂和起泡剂种类及用量对铜浮选的影响

浮选中加入捕收剂可以改变被浮矿物表面的界面性质，增强其对水或油等液体的亲和性，提高矿石的可浮性。矿浆中加入起泡剂，可以在溶液中析出微小气泡，增强气泡对特定矿物的附着强度，增强浮选过程中的精矿二次富集作用[9,10]。本试验研究了不同捕收剂和起泡剂种类、用量方案搭配对铜浮选的影响，试验工艺流程见图4，浮选试验结果见表6。

表6 捕收剂和起泡剂种类和用量试验结果Table 6 Test results of types and dosages of collectors and blowing agents /%

从表6可知，当起泡剂为松醇油时，采用丁基黄药+丁基铵黑药、单一丁基黄药作为捕收剂的两种方案搭配，铜的回收率高，分别为98.54%和98.28%，但铜品位较低。其次是Z200+丁基铵黑药一组，铜的回收率为97.24%。乙基黄药+丁基铵黑药、单一乙基黄药和单一Z-200(松醇油为起泡剂)铜的回收率较低，分别为96.70%、96.29%和96.50%，导致这一现象的是丁基黄药的捕收能力太强，且无选择性，导致黄铁矿/白铁矿易上浮，产率变大，铜精矿指标变差，而且一旦硫进入铜中，分离困难。而丁基铵黑药+Z200比单独使用 Z200指标略好，但幅度不明显，按照技术层面，选择单独使用 Z200 有利于操作简单和节约成本，但是由于该矿石中含银，丁基铵黑药对银的捕收能力强，虽然本次所取样品中含银较低，如后续开发过程中原矿银品位一旦提高，达到可回收利用品位，丁基铵黑药+Z200效果会更加突出。综合考虑，使用丁基铵黑药+Z200作为捕收剂和起泡剂。

图4 捕收剂和起泡剂种类和用量试验流程Fig 4 The flowsheet of collector and foaming agent type and dosage

2.4 矿浆浓度对铜浮选的影响

整个选矿工艺中，矿浆浓度是一个极为重要的参数，它直接影响浮选产品的品位与回收率，尤其在浮选比重大的矿物时，把握好矿浆浓度是实现资源综合利用的保障。本文研究了不同矿浆浓度对铜浮选效果的影响，不同矿浆浓度工艺流程见图5，试验结果见表7。

图5 矿浆浓度试验流程Fig.5 Slurry concentration test process

从表7可以看出，随着矿浆浓度的增加，铜的产率和回收率逐渐增加，矿浆浓度为37%时，继续增加矿浆浓度，铜的产率和回收率的增加不明显，这可能是因为在合适的矿浆浓度范围内，浮选体系中的捕收剂和起泡剂与其中的有用矿物充分接触，药剂使用效率高，浮选效果好。提高矿浆浓度，超出了浮选药剂的作用范围，导致矿浆中的有用矿物因药剂不足而流失在尾矿中，造成铜精矿的损失。因此最佳的浮选浓度为37%。

表7 矿浆浓度试验结果Table 7 Slurry concentration test results /%

2.5 浮选时间对铜浮选的影响

浮选时间在浮选过程中是影响精矿产率和品位的重要因素，工业生产中的浮选时间是试验中浮选时间的1.5～2倍。适合的浮选时间可以减少矿物在水中氧化程度，提高其浮选特性。本文研究了不同浮选时间对铜矿浮选的影响，试验工艺流程见图6，浮选结果见表8。

表8 不同浮选时间浮选结果Table 8 The results of different flotation times test /%

图6 不同浮选时间工艺流程图Fig.6 Flowsheet of different flotation times

从表8可知，前1 min得到的铜精矿品位较高，可作为快速浮选，产率为7.01%。随着时间的延长，铜的品位开始降低，后8 min得到的铜精矿2～4，产率为11.04%，品位为8.24%，为了保证精矿中铜的品位，将后8 min作为粗选，最后8 min扫选。此时继续延长浮选时间，铜精矿7中的回收率不足1%。因此，确定浮选时间应为17 min。

2.6 粗精矿再磨细度对铜浮选的影响

经过快速浮选可以得到品位较高的铜精矿，产率仅为7.01%，如果再想获得品位较高的铜精矿，需要从后8 min得到的铜粗精矿中考虑。由工艺矿物学研究可知，铜矿物大部分与黄铁矿连生，铜矿物单体解离度均较低，因此，该部分产品要想得到合格铜精矿，必须通过再磨迫使铜精矿再次解离。本文研究了铜精矿再磨细度对铜浮选的影响，粗精矿再磨细度工艺流程见图7，浮选试验结果见表9。

图7 粗精矿再磨细度试验流程Fig.7 Crude concentrate regrinding fineness test process

由表9可知，随着粗精矿再磨细度的增加，铜精矿 K2 的产率逐渐降低，品位逐渐升高，中矿中损失的铜逐渐减少，当再磨细度为-0.037 4 mm含量占83%时，继续增加再磨细度，铜精矿K2和中矿的指标变化幅度不明显。因此，选择再磨细度为-0.037 4 mm含量占83%。

表9 粗精矿再磨细度浮选试验结果Table 9 The results of regrinding fineness flotation test of coarse concentrate /%

2.7 精选氧化钙用量对铜浮选的影响

通过再磨可以使得大量的铜矿物和黄铁矿/白铁矿解离，但是这些解离的黄铁矿/白铁矿可浮性仍然较好，精选时需要再次添加氧化钙对硫进行抑制。本文研究了添加不同用量的氧化钙对铜矿精选的影响，试验流程见图8，浮选试验结果见表10。

图8 精选氧化钙用量条件试验流程Fig.8 Selected CaO dosage condition test process

从表10可知，随着氧化钙用量的增加，精矿K2的产率逐渐降低，品位和回收率逐渐提高。随着浮选系统中加入氧化钙，系统对黄铁矿/白铁矿的抑制作用增强，当氧化钙用量为500+300+200 g/t时，黄铁矿/白铁矿得到有效的抑制，铜矿的浮选效果较好，继续增加氧化钙用量，浮选溶液碱性增强，使铜矿表面发生钝化，抑制铜的上浮，不利于铜的回收。因此，精选添加的氧化钙最佳用量为1 000 g/t。

2.8 精选次数对铜浮选的影响

浮选过程中的精选次数对于提高铜精矿的品位和回收率有一定的影响，对于保证浮选指标和浮选效果具有较好的作用。本文研究了精选次数对铜浮选的影响，精选次数工艺流程见图9，浮选结果见表11。

图9 精选次数试验工艺流程Fig 9 Selected times test process flowsheet

表11 精选次数浮选试验结果Table 11 Selected times flotation test results /%

从表11中可知，随着精选次数的增加，铜精矿K2的产率逐渐降低，品位逐渐增加。这可能是因为精选过程中二次富集作用增强，铜精矿表面上黏附的杂质颗粒和黄铁矿/白铁矿等在精选作用下因品位不高而无法被浮选出来，导致中矿产率增加，提高了铜精矿品位。综合考虑，浮选过程进行4次精选。

2.9 闭路浮选试验

为了验证不同试验因素对浮选效果的的综合影响，进行了全流程闭路浮选试验，闭路浮选试验流程见图10，闭路浮选试验结果见表12。

图10 闭路浮选试验Fig 10 Closed-circuit flotation test

表12 闭路浮选试验结果Table 12 Closed-circuit flotation test results /%

由表12可知，快浮可以得到产率为6.92%、铜品位为25.56%、回收率为65.07%的铜精矿K1，强化浮选阶段，粗精矿经过再磨精选后，可以得到产率为4.32%、铜品位为18.69%、铜回收率为29.70%的铜精矿K2，K1+K2总产率为11.24%、铜综合品位为22.92%、铜综合回收率为 94.78%，较好的浮选指标证实了各试验因素的合理性，得到了较好的铜矿浮选分选指标。

3 结论

矿石中铜主要以硫化矿为主，部分可浮性好的原生和次生硫化铜矿浮选速率较快，本着“能收早收”的原则，应考虑先快速浮选出部分高品质的铜精矿，防止损失，减少黄铁矿/白铁矿的干扰；对于可浮性稍差、浮选速度慢的其他铜矿物，通过强化粗选和增加精选次数获得合格的铜精矿。

本试验采用单选铜—粗精矿再磨4次精选的浮选工艺流程，使用丁基铵黑药+Z200的药剂组合作为硫化铜和氧化铜捕收剂和起泡剂，加入氧化钙作为黄铁矿/白铁矿和一些干扰金属离子的抑制剂，经过全流程闭路浮选试验，得到的铜精矿产率为11.24%、综合品位为22.92%、综合回收率为94.78%，具有较好的经济技术指标，为国外铜矿资源的选别工艺确定提供了试验依据。