胡文英 李 靜

(廣東省大寶山礦業(yè)有限公司)

廣東大寶山選廠尾礦回收銅、硫工藝試驗

胡文英 李 靜

(廣東省大寶山礦業(yè)有限公司)

為綜合回收廣東大寶山選廠尾礦中的銅、硫資源，針對尾礦中殘留大量浮選藥劑的特性，采用螺旋溜槽預富集—銅硫混合浮選—粗精礦再磨—高堿抑硫浮銅原則流程進行了選礦工藝研究。試驗結果表明：采用1粗2掃溜槽丟尾、1粗1掃銅硫混浮、1粗2掃2精銅硫分離流程處理該礦石，最終獲得了銅品位為18.72%、浮選作業(yè)回收率為74.00%的銅精礦，硫品位為38.38%、作業(yè)回收率為88.23%的硫精礦。

尾礦 殘留藥劑 螺旋溜槽 混浮

廣東省大寶山礦位于廣東省韶關市，屬高、中溫熱液交代型多金屬礦床，主礦體上部為褐鐵礦體，下部為大型銅硫礦體，主要產品有鐵精礦、銅精礦、硫精礦及磁硫精礦。長期以來，由于受生產任務劇增、選礦技術落后、原礦含泥量高且性質復雜多變、工業(yè)水金屬離子超標等因素的制約，銅硫回收指標十分不理想。為減少資源浪費，現對選廠尾礦進行試驗研究，以期望通過技術改造再一次進行銅硫資源回收。由于該尾礦所含的可溶性銅對硫的活化作用[1-3]，且選硫殘留高級黃藥量較大，導致銅硫分離異常困難，銅品位難以提高，因此本試驗采用了螺旋溜槽預先拋尾，最終解決了銅硫分離難的問題，獲得了滿意的試驗指標。

1 尾礦性質

大寶山礦為典型的高硫高鐵型難選銅硫礦，主要金屬礦物有黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、褐鐵礦及少量的閃鋅礦、白鎢礦、輝鉬礦，脈石礦物主要為石英、長石、云母，及少量的透閃石、綠泥石、滑石、方解石等。黃銅礦主要呈半他形粒狀，粒度為0.06～0.20 mm，多嵌布在黃鐵礦粒間。礦石化學多元素分析結果見表1，銅物相分析結果見表2。

表1 尾礦化學多元素分析結果 %

成分CuSPbZnFeAs含量0.2035.500.050.148.250.015成分CaCO3SiO2BiAuAg含量1.6345.030.040.101.20

注：Au、Ag含量單位為g/t。

由表1、表2可知，尾礦含硫高，銅的含量雖然不算太高，但主要以硫化銅形式存在，可采用混合浮選工藝以較低成本進行回收[4-5]。

表2 尾礦銅物相分析結果 %

銅物相銅含量銅分布率原生硫化銅0.16179.31次生硫化銅0.02311.33氧化銅0.0115.42其他0.0083.94總銅0.203100.00

2 試驗結果與討論

由于該尾礦含銅0.203%，含硫達5.50%，從礦石有用礦物含量、藥劑成本、流程可靠等方面考慮，采用螺旋溜槽預富集—銅硫混合浮選—粗精礦再磨—高堿抑硫浮銅的原則流程是比較合理的[4]。

2.1 螺旋溜槽重選拋尾試驗

由于該礦次生可溶性銅含量較高、礦漿中殘留選硫藥劑量大，勢必造成浮選溶液離子環(huán)境復雜，嚴重影響銅硫分選指標，且礦石密度差距較大，采用螺旋溜槽重選拋尾可以較大程度地減少后續(xù)作業(yè)給礦量，減少浮選藥劑及設備投入。重選拋尾試驗采用1粗2掃流程，螺旋溜槽型號為BL-900，給礦濃度為30%，試驗結果見表3。

表3 螺旋溜槽重選拋尾試驗結果 %

產品產率品位CuS回收率CuS溜槽精礦61.170.2657.5579.7583.91溜槽尾礦38.830.1062.2820.2516.09給礦100.000.2035.50100.00100.00

由表3可知，螺旋溜槽對銅、硫的富集效果比較明顯，由于絕大部分細泥及低品位耐磨石英砂進入尾礦，這對后續(xù)的磨浮作業(yè)也是十分有利的[6]。

2.2 重選精礦銅硫混浮試驗

2.2.1 CuSO4用量試驗

經探索性試驗表明，給礦經螺旋溜槽丟尾后雖粒度較粗，在不磨礦的條件下，只要采用合適的藥劑制度，混浮試驗就能夠取得較好的指標。在銅硫混浮活化劑用量試驗中，在捕收劑丁基黃藥用量為60g/t，起泡劑2#油用量為40g/t的條件下進行CuSO4用量試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表4。

圖1 重選精礦銅硫混浮試驗流程

表4 CuSO4用量試驗結果

由表4可知，CuSO4對銅硫礦物活化效果明顯，隨著CuSO4用量的增加，銅回收率增加明顯，且在CuSO4用量為200 g/t時活化效果最好，繼續(xù)增加CuSO4用量粗精礦銅品位出現下降；綜合考慮，選擇CuSO4用量為200 g/t為宜。

2.2.2 捕收劑種類試驗

捕收劑種類試驗流程為1次粗選，在CuSO4用量為200 g/t，捕收劑用量為60 g/t，2#油用量為40 g/t的條件下進行捕收劑種類試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表5。

由表5可知，在捕收劑總用量相差不大的情況下，采用質量比為1∶1的丁基黃藥與DY-1(廣州有色院研制)作為組合捕收劑獲得的銅精礦品位最高，1次粗選銅回收率也高達70%以上，浮選指標較好，因此銅硫混浮試驗確定采用丁基黃藥+DY-1(質量比為1∶1)作為組合捕收劑。

2.2.3 捕收劑用量試驗

銅硫混浮捕收劑種類試驗流程為1粗1掃，在活化劑硫酸銅用量為200g/t，丁基黃藥+DY-1(質量比1∶1)作為組合捕收劑，2#油用量為40 g/t的條件下進行捕收劑用量試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表6。

表5 捕收劑種類及用量試驗結果

表6 捕收劑用量試驗結果

由表6可知，隨著組合捕收劑用量的增加，銅精礦中銅品位下降，但銅回收率增加明顯，綜合考慮捕收劑用量選擇40 g/t，此時銅品位與銅回收率均較好。

2.3 混合精礦的銅硫分離試驗

2.3.1 篩析試驗

在多次探索性銅硫分離試驗中發(fā)現，精礦不論采取多少次精選，均難以獲得高品位銅精礦，石灰用量過大時，銅回收率又下降明顯。為了查明原因，對混合精礦進行了篩分，以分析銅礦物在混合精礦中的粒度分布，分析結果見表7。

由表7可知，混合粗精礦粒度較粗，-0.074 mm 粒級產率僅為38.20%，而+0.246 mm累積產率高達20.20%，而銅主要分布于細粒級中，粗粒級范圍銅品位偏低，與脈石解離不完全有關，要想取得高品位的銅精礦必須進行再磨。

2.3.2 再磨細度試驗

混合粗精礦再磨細度試驗采用1次粗選流程，固定石灰用量為2 000 g/t，丁基黃藥+DY-1(質量比1∶1)用量為10 g/t，2#油用量為20 g/t，試驗流程見圖2，試驗結果見表8。

表7 銅硫混合精礦篩分分析結果

圖2 混合精礦銅硫分離試驗流程

表8 混合粗精礦再磨細度試驗結果 %

由表8可知，隨著磨礦細度的增加，精礦銅品位上升，但回收率呈下降趨勢；綜合考慮，確定混合粗精礦再磨適宜的細度為-0.074mm80%，此時銅粗精礦品位和回收率指標均較好。

2.3.3 石灰用量試驗

在磨礦細度為-0.074mm80%，丁基黃藥+DY-1(質量比1∶1)用量為10g/t，2#油用量為20g/t的條件下進行石灰用量試驗，試驗流程見圖2，試驗結果見表9。

由表9可知，隨著石灰用量的增加，銅精礦銅品位顯著上升，銅回收率先略微下降，當pH值達12.0后出現大幅度下降，綜合考慮，確定銅硫分離粗選的石灰用量為3 500g/t。

表9 石灰用量試驗結果

2.4 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗的基礎上進行了閉路試驗，試驗流程見圖3，試驗結果見表10。

表10 尾礦回收銅硫閉路試驗結果 %

產品產率品位CuS回收率CuS銅精礦0.6418.7234.5458.944.01硫精礦10.650.13538.387.0774.23浮選尾礦49.880.0560.6513.745.89重選尾礦38.830.1062.2520.2515.87給礦100.000.2035.51100.00100.00

由表10可知，閉路試驗獲得了銅品位為18.72%、銅回收率為58.94%，浮選作業(yè)回收率為74.00%的銅精礦；硫品位為38.38%、硫回收率為74.23%，作業(yè)回收率為88.23%的硫精礦。

3 結 論

(1)廣東省大寶山礦銅選廠尾礦中含銅硫均偏高，銅主要以硫化礦形式存在，但由于可溶性銅及大量殘留藥劑的存在導致常規(guī)浮選法難以進行回收。

(2)試驗采用螺旋溜槽預富集—銅硫混合浮選—粗精礦再磨—高堿抑硫浮銅的原則流程進行了選礦工藝研究。試驗結果表明：采用1粗2掃溜槽丟尾、1粗1掃銅硫混浮、1粗2掃2精銅硫分離流程處理該礦石，最終獲得了銅品位為18.72%、銅回收率為58.94%，浮選作業(yè)回收率為74.00%的銅精礦；硫品位為38.38%、硫回收率為74.23%，作業(yè)回收率為88.23%的硫精礦。

(3)試驗采用低成本的螺旋溜槽丟棄了可溶性次生銅及部分礦泥，對后續(xù)銅硫分離提供了良好的浮選環(huán)境，是試驗取得成功的關鍵之處。

圖3 大寶山礦尾礦回收銅硫閉路試驗流程

[1] 黃萬撫，王 宏．新型藥劑浮選江西某難選銅礦的試驗研究[J]．有色金屬科學與工程，2013(3)：62-67.

[2] 李宗站，劉家弟，王振玉，等．國內銅硫浮選分離研究現狀[J]．金屬礦山，2010(7)：67-70.

[3] 邱廷省，徐其紅，匡敬忠，等．某復雜硫化銅礦銅硫分離試驗研究[J]．礦冶工程，2011(4)：45-48.

[4] 胡為柏．浮選[M]．北京：冶金工業(yè)出版社，1983.

[5] 許 時．礦石可選性研究[M]．2版．北京：冶金工業(yè)出版社，1989.

[6] 邱廷省，劉燕波，艾光華，等．含金低銅高硫難選銅硫礦石浮選分離工藝研究[J]．礦山機械，2014(1)：96-99.

2015-01-27)

胡文英(1986—)，男，工程師，512127 廣東省韶關市曲江區(qū)沙溪鎮(zhèn)。