硫化铜与含钴黄铁矿低碱度分离新工艺研究

庞 威

（1.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100；2.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室，湖南长沙 410100）

硫化铜与含钴黄铁矿低碱度分离新工艺研究

庞 威1，2

（1.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100；2.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室，湖南长沙 410100）

针对海南某铜钴硫矿床，通过对其进行工艺矿物学研究查清其有用矿物的赋存状态和嵌布特征，并依此确定其最终的选矿工艺流程和药剂制度。研究表明，原矿中的钴矿物主要以晶格取代的形式赋存于黄铁矿和毒砂之中，试验针对其工艺矿物学特性采用铜钴硫混合浮选流程，混合精矿再分离得到铜精矿和硫精矿，其中钴矿物大部分进入硫精矿之中，实现了对有价金属最大限度的回收。铜硫分离使用石灰＋SH组合抑制剂，SH可部分替代石灰实现在较低碱度条件下对黄铁矿的抑制作用。

浮选；铜硫分离；抑制剂；低碱度

随着复杂多金属硫化矿浮选分离研究的深入，新型捕收剂、抑制剂广泛应用于改变传统浮选工艺的范例日益增多，在抑制剂研究领域，使用新型有机抑制剂取代传统石灰以改善铜硫分离、铅硫分离作业中贵金属回收率低、管道易垢结的研究已成为浮选药剂研究领域的热点［1～3］。

试验矿样取自海南某钴铜硫矿床，对该矿石进行工艺矿物学研究以分析其有价矿物的特征，重点分析了Cu、Co两种金属在原矿中的赋存状态及其嵌布关系。研究表明，原矿中可回收元素为Cu、Co和S，其中铜主要赋存于原生黄铜矿、辉铜矿等硫化铜矿物中，该部分铜矿物可通过传统的硫化铜浮选回收；通过电子探针微区能谱半定量分析发现，钴在原矿中的独立矿物很少，主要以晶格取代的形式替换了黄铁矿（FeS2）和毒砂（FeAsS）中的Fe2＋从而赋存于黄铁矿和毒砂之中，并有微量钴取代了黄铜矿（CuFeS2）和绿泥石（Mg.Fe.Al）3（OH）6｛（Mg.Fe.Al）3-［（Si.Al）4O10］（OH）2｝中的Fe2＋而赋存于其中。由此可以推断，钴金属主要以硫精矿的形式产出，这对矿山经济评估和为下一步选矿流程的确定提供了有效依据。

试验研究根据已有的工艺矿物学分析确定了混合浮选流程［3］。在磨矿细度为72%－74μm的条件下即可基本达到矿物间的单体解离，采用碳酸钠作为调整剂，丁黄药＋BP为捕收剂进行铜硫钴混合浮选；铜硫钴混合精矿在CaO＋SH为组合抑制剂，硫氮为捕收剂的条件下进行铜硫分离，在其原矿含铜1.03%、钴0.26%的条件下，可得到含铜18.86%、含钴0.71%的铜精矿、含硫40.05%、含钴1.25%的硫精矿，其中铜、钴的回收率分别为82.35%，72.51%。

1 矿石工艺矿物学研究

1.1 原矿组成分析

矿石的主要成分是SiO2、Fe、S、Al2O3及少量的MgO，主要有价元素为Cu、S、Co及少量的Zn、Bi、Pb。前者是构成矿石中主要造岩矿物的石英SiO2和铁鳞绿泥石（Mg.Fe.Al）3（OH）6｛（Mg.Fe.Al）3-［（Si.Al）4O10］（OH）2｝的主要组成成分；后者为主要造矿矿物黄铜矿CuFeS2、辉铜矿Cu2S、黄铁矿FeS2及极少量毒砂FeAsS、钴毒砂（Fe.Co）AsS、辉砷钴矿CoAsS、辉铋矿Bi2O3、辉铅铋矿PbBi2S4、闪锌矿ZnS、方铅矿PbS等金属硫化物的组成成分。矿物的多元素分析结果见表1。

表1 原矿多元素分析结果 %

1.2 矿物组成

矿石的主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿及很少量的斑铜矿、铜兰、辉铋矿、辉铅铋矿、辉砷钴矿、毒砂、磁黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、方铅矿、磁铁矿等，非金属矿物以石英、绿泥石、绢云母为主，此外还有少量方解石、白云石、高岭石等粘土矿物。试样主要矿物组成及其相对含量见表2。

表2 原试样主要矿物组成及其相对含量 %

1.3 Cu、Co的赋存状态

1.3.1 Cu的赋存状态

原矿中Cu的赋存状态见表3。

表3 矿样铜物相分析结果 %

由表3结果可看出，铜主要赋存在原生黄铜矿、方黄铜矿及次生辉铜矿中，极少量赋存在斑铜矿、铜兰等次生硫化物中。

1.3.2 Co的赋存状态

钴在矿石中的赋存形态主要有三种：

1.钴的独立矿物辉砷钴矿（CoAsS），量很少，粒径也很细。

2.金属硫化物中Co2＋置换Fe2＋：钴在毒砂（Fe-AsS）、黄铁矿（FeS2）、黄铜矿（CuFeS2）中，Co2＋不同程度的取代这些矿物中的Fe2＋，由于毒砂矿物含量甚少，通过黄铁矿／黄铜矿单矿物中钴的电子探针微区能谱半定量分析比较，可见钴置换黄铁矿中的铁明显高于黄铜矿中的铁。

3.Co2＋置换绿泥石中的Fe2＋而赋存在绿泥石等含Fe2＋硅酸盐中，结合选矿不同产品中Co的分布率也可看出，试样中的钴主要存在于硫精矿中，其分布状况见表4。

表4 选矿产品中钴的分布率 %

由表4结果可以看到硫精矿中的Co的品位明显高于铜精矿中的Co品位，即在浮选过程中钴金属的走向为硫精矿。

2 选矿工艺流程的确定及试验

2.1 选矿原则流程的确定

根据工艺矿物学特征分析，可以看出该矿床可回收的元素主要为Cu，Co和S，铜矿物主要为易浮的硫化铜矿物，而钴主要以晶格取代的形式赋存于黄铁矿之中，为实现对资源的综合利用，及考虑后续建厂可控性，选择混合浮选的方式对该矿石进行试验，其原则流程如图1所示。

图1 试验方案原则工艺流程

2.2 混合浮选

2.2.1 磨矿细度条件试验

在考察磨矿细度对混合浮选粗选所得粗精矿的品位和回收率影响的过程中，以磨矿细度为变量，固定粗选捕收剂丁黄药＋BP用量为70 g／t＋40 g／t，粗选调整剂为碳酸钠，用量为400 g／t，试验流程如图2所示，试验结果如图3所示。

图2 粗选条件试验原则流程

图3 磨矿细度条件试验

由图3曲线可以看出，随着磨矿细度的增大，粗精矿的中铜钴的回收率增大，因产率的提高铜品位有所下降，综合考虑磨矿成本的因素，选择最适磨矿细度为－74μm 72%。

2.2.2 铜硫分离抑制剂种类条件试验

混合浮选所得的粗精矿含铜约为4.6%，含钴约为1.09%，粗选产率在磨矿细度为－74μm 72%的条件下为25%左右，为得到标准的铜精矿和硫精矿，需对所得到的粗精矿进行铜硫分离作业。工业上铜硫分离常使用石灰作为黄铁矿的抑制剂，而为了实现对黄铁矿的有效抑制，常加入大量的石灰调浆至pH值为11～12（高碱工艺），该高碱工艺容易造成工厂矿浆输送管道结垢板结，精矿泡沫发粘，对于含伴生贵金属的矿石，高碱条件不利于贵金属的回收［4］。故可通过研究成本和抑制剂效果与石灰接近的黄铁矿抑制剂替代或部分替代石灰来解决传统高碱流程所遇到的问题。

常用的黄铁矿抑制剂主要为有机抑制剂，按分子量的大小可分为小分子抑制剂和高分子抑制剂，小分子抑制剂如巯基乙醇、腐植酸钠等，高分子抑制剂如糊精、古尔胶等，对于以上几种抑制剂的抑制效果和抑制机理，国内外均有研究和探讨［5］，但因成本、原料的限制未能取代石灰的地位。该试验使用一种新型的大分子抑制剂SH，其原料为化工生产尾料，成本接近于石灰，加入矿浆中对溶液pH值无明显影响，试验对比在相同用量条件下只使用石灰和石灰与SH按1∶3用量配比时，对黄铁矿纯矿物浮选回收率和矿浆pH的影响。浮选流程及结果分别如图4、图5所示。

图5 黄铁矿纯矿物抑制剂对比试验结果

由图5曲线可以看出，在相同用量的条件下，石灰与石灰＋SH随着用量的增大，都可以达到对黄铁矿相同的抑制效果，这表明SH可起到部分替代石灰的作用；同时可以看出，石灰＋SH用量的增多致使矿浆pH值增大，但增大的幅度远没有单独加相同用量的石灰大，也就是说，可以通过调整石灰＋SH用量既可以达到对黄铁矿的有效抑制，又可使矿浆pH值维持在较低的水平。如此可以实现抑制黄铁矿由传统的“高碱工艺”向“低碱工艺”的转变。

该试验在石灰＋SH用量为2 000 g／t时，此时矿浆pH值稳定在9～10，在对粗精矿进行铜硫分离作业后，得到铜粗精矿和硫钴精矿，其中铜粗精矿含铜16.45%，含Co 0.82%，铜粗精矿的产率在分离作业中为14.22%；硫钴精矿含铜2.66%，含Co1.07%，硫钴精矿的产率在分离作业中为85.78%。由工艺矿物学分析可知，选矿产品中钴的走向是跟随硫的，根据该作业指标可反推出分离作业过程中钴在钴硫精矿中的回收率达到了88.73%，该结果亦可以说明使用组合抑制剂替代单一石灰抑制黄铁矿是成功的。

2.3 全流程闭路试验

在已有的条件试验基础上进行了混合浮选闭路试验，试验流程如图6所示，试验结果见表5。

图6 全流程闭路试验流程

表5 全流程闭路试验结果 %

3 结 论

1.矿石的工艺矿物学研究是确定选矿工艺流程的基础，通过详尽的工艺矿物学的研究可以明确清晰地查清原矿中有价金属的赋存状态，嵌布特征和嵌布粒度，从而评估和预测该矿石的可选性，并对已定流程后的选矿指标作出评价。

2.该钴铜硫多金属矿主要化学成分是SiO2、Fe、 S、Cu、Al2O3等，主要有价元素为Cu、S、Co等。原矿含Cu 1.02%、S 7.03%、Co 0.28%。主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿等，非金属矿物以石英、绿泥石、绢云母为主。铜矿物以黄铜矿为主，钴主要赋存在黄铁矿中，少数赋存在黄铜矿、毒砂中，个别很细小的钴的独立矿物辉砷钴矿充填在黄铜矿紧邻的石英显微裂隙中，还有部分钴分散在绿泥石中。由工艺矿物学分析可知，选矿后钴金属主要富集在硫精矿中。

3.选择混合浮选流程处理该矿石，可实现对有价金属最大限度的回收，闭路试验结果为：铜精矿含Cu 18.86%，含Co 0.71%，铜回收率为82.35%，钴回收率为11.29%；钴硫精矿含钴1.25%，含硫40.05%，钴回收率为61.22%，硫回收率为79.26%。其中总钴的回收率可达到72.49%。

4.混合浮选得到的混合精矿进行铜硫分离时，因考虑到高碱工艺对选矿过程造成的不利影响，试验选择了组合抑制剂石灰＋SH，根据单矿物试验和实际矿石试验结果可知，SH可以部分替代石灰，实现抑硫工艺从传统的“高碱工艺”向“低碱工艺”的转变。

［1］ 欧乐明，冯其明，陈建华，等.低碱度铜硫分离新工艺工业应用［J］.湖南有色金属，2001，（2）：9－12.

［2］ 陈代雄，杨建文，李晓东.高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺流程试验研究［J］.有色金属（选矿部分），2011，（1）：9－14.

［3］ 陈代雄，杨建文，李观奇，等.高海拔地区复杂铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究及应用［J］.有色金属（选矿部分），2009，（6）：1－6.

［4］ 邱廷省，方夕辉，钟常明.几种黄铁矿抑制剂的抑制性能比较［J］.矿产综合利用，2005，（3）：6－9.

［5］ 刘润清，孙伟，胡岳华，等.巯基类小分子有机抑制剂对复杂硫化矿物浮选行为的抑制机理［J］.中国有色金属学报，2006，（4）：746－751.

New M ineral Processing Research on the Separation Between Copper Sulphide and Cobalt－bearing Pyrites under a Low Alkalinity

PANGWei1，2
（1.Hunan Research Institute of Nonferrous Metals，Changsha 410100，China；2.Hunan Provincial Key Laboratory of Complex Copper Lead Zinc Associated Metal Resources Comprehensive Utilization，Changsha 410100，China）

Throughmineralogical studies of a copper－cobalt sulfide deposit in Hainan Province to identify the occurrence and embedded characteristics of usefulmaterials，its finalmineral processing flowsheet and the reagent system can be determined.Studies have shown that cobaltminerals of the ores aremainly in occurrence states in pyrite and arsenopyrite in the form of lattice substitution.Considering itsmineralogical characteristics，mixed flotation process of the copper and cobalt sulfuide ores is applied in the experiment.Copper and sulfur concentrates are obtained resulting from separation ofmixed concentrate andmostof cobaltminerals enter into sulfur concentrate，achieving themaximum recovery of valuablemetals.Lime＋SH combined inhibitors are used in the separation of copper and sulphur，and SH can partly replace lime to achieve separation operation under lower alkalinity conditions.

floatation；copper－sulphur separation；inhibitor；low alkalinity

TD923

：A

：1003－5540（2014）01－0005－04

2013－10－12

庞威（1986－），男，助理工程师，主要从事有色金属选矿工艺研究及设计技术工作。