豫西某高硫低铜铁矿石铜硫回收试验

吕 良 马 驰 郭珍旭 岳铁兵 李文军 刘 磊

(1.中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南 郑州 450006；2.国土资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室，河南 郑州 450006)

豫西某高硫低铜铁矿石铜硫回收试验

吕 良1，2马 驰1，2郭珍旭1，2岳铁兵1，2李文军1，2刘 磊1，2

(1.中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南 郑州 450006；2.国土资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室，河南 郑州 450006)

豫西某高硫铜铁矿石铜、硫、铁品位分别为0.33%、9.84%、28.54%，矿石属成分和嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均、铜铁矿物氧化程度较高的多金属矿石。为确定其开发利用方案，对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明，在磨矿细度为-0.074 mm 占85%的情况下，采用1粗3精2扫铜硫混浮、1粗3精3扫铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石，可获得铜品位为20.62%、回收率为64.98%的铜精矿，硫品位为43.19%、回收率为91.56%的硫精矿，铜硫回收效果较好；铜硫混浮尾矿铁品位为26.06%、铁回收率为71.33%，硫含量降至0.68%，为后续选铁创造了较好的条件。

高硫低铜铁矿石 黄铜矿 黄铁矿 磁铁矿 磁黄铁矿 铜硫混浮 铜硫分离

大量的研究和生产实践均表明，含铜硫铁矿石的选矿原则流程主要分为先磁后浮和先浮后磁2种[1-4]；由于抑硫浮铜的优先浮选再磁选选铁流程中，含硫矿物被抑制后再活化的难度较大，易造成铁精矿硫超标，因此较少采用。对于铁与铜硫容易分离的矿石，先磁后浮流程可以显著减少浮选作业的负荷和药剂用量，因而该流程的优越性较明显；而对于铁与铜硫较难分离的矿石，先浮后磁流程有利于提高铜回收率、降低铁精矿含硫量[5-8]，实践中较多采用。

豫西某高硫低铜铁矿石矿物成分复杂，脉石矿物主要有白云石、黑云母、绿泥石、石英、钾长石、蛇纹石等；主要含铜矿物为黄铜矿，辉铜矿次之；含硫矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿；铁矿物主要有磁铁矿，褐铁矿、菱铁矿等次之。由于矿石中有用矿物的嵌布粒度微细，嵌布关系复杂，因此采用先浮后磁工艺对该矿石进行开发利用研究，本文仅介绍铜硫回收试验，铁的回收将另文介绍。

1 矿石性质

1.1 矿石成分分析

矿石主要化学成分分析结果见表1。

表1 矿石主要化学成分分析结果

Table1Mainchemicalcomponentsoftherawore%

成 分CuFeSPbZnWO3含 量0.3328.549.840.020.090.01成 分K2ONa2OMgOSiO2CaOAl2O3含 量0.930.058.5715.885.243.56成 分CPSnAuAg含 量3.400.030.050.0342.80

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

从表1可以看出，矿石中有用成分为铜、铁、硫，伴生元素金、银含量很低，因此，金、银指标不作为评价选矿试验效果的依据。

1.2 矿石的矿物组成

矿石的矿物组成见表2。

表2 矿石的矿物组成

Table 2 Mineral composition of the raw ore %

矿物白云石磁铁矿黄铁矿菱铁矿黑云母绿泥石褐铁矿含量19～20171310～116～75～64～5矿物石英钾长石蛇纹石滑石磁黄铁矿方解石含量5～65～65～632～31～2矿物角闪石黄铜矿辉铜矿方铅矿闪锌矿磷灰石含量1～20.450.1少量少量少量

1.3 矿石铜铁物相分析

矿石铜、铁物相分析结果见表3、表4。

表3 矿石铜物相分析结果

Table 3 Copper phase analysis of the raw ore %

铜物相含 量分布率原生铜0.15045.32次生铜0.07021.14自由氧化铜0.05616.92结合氧化铜0.05516.62总 铜0.331100.00

表4 矿石铁物相分析结果

Table 4 Iron phase analysis of the raw ore %

铁物相含 量分布率磁性铁11.8841.60赤褐铁3.2311.30黄铁矿中的铁8.0628.23碳酸铁5.1818.15硅酸铁0.210.72总 铁28.56100.00

从表3可以看出，矿石中的铜主要以硫化铜的形式存在，占总铜的66.46%，氧化铜占总铜的33.54%，铜的氧化率较高。

从表4可以看出，矿石中的铁主要以磁性物(磁铁矿和磁黄铁矿)和黄铁矿的形式存在，占总铁的69.84%，硅酸铁和碳酸铁含铁量较低，无回收价值，因此，铁回收率不会太高。

1.4 矿石的结构构造与嵌布特征

矿石的构造主要有块状构造、细脉状构造、浸染状构造，呈自形-半自形粒状结构、细粒浸染状结构、交代结构、包含结构等。

黄铜矿多呈不规则粒状，浸染状分布，多与磁铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿等金属矿物密切共生，少量被辉铜矿交代；黄铜矿多分布在脉石矿物粒间，部分包裹细粒黄铁矿，或被黄铁矿包裹，粒度主要集中在0.4～0.05 mm。磁铁矿多为自形-半自形粒状结构，呈稠密浸染状分布在矿石中，部分磁铁矿与黄铜矿、磁黄铁矿和磁铁矿连生产出；磁铁矿以中粒嵌布为主，部分发生碎裂，导致其粒度细化，主要集中在0.3～0.01 mm，其中+0.074 mm占62.96%。黄铁矿与磁铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等金属矿物密切共生，一般呈自形-半自形粒状，部分黄铁矿发生碎裂，嵌布粒度相对较粗，主要在1～0.1 mm。磁黄铁矿多呈自形粒状结构，浸染状分布，与黄铁矿、黄铜矿紧密共生，少量与磁铁矿连生，粒度相对较粗，主要在1～0.1 mm。

2 试验结果与讨论

2.1 铜硫混浮条件试验

铜硫混浮条件试验采用1次粗选流程。

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的浮选浓度为32%，硫活化剂氟硅酸钠用量为500 g/t，捕收剂丁基黄药用量为80 g/t，2#油用量为35 g/t，试验结果见表5。

表5 磨矿细度试验混合粗精矿指标

Table 5 Mixed rough concentrate index at different grinding fineness %

磨矿细度(-0.074mm含量)品 位CuS回收率CuS650.9633.3966.0585.06750.9734.7568.8285.77851.0235.0469.7786.28950.8229.2257.3473.59

从表5可以看出，随着磨矿细度的提高，铜硫混合粗精矿铜、硫品位和回收率均先小幅上升后明显下降，高点在-0.074 mm占85%时。因此，确定磨矿细度为-0.074 mm占85%。

2.1.2 混浮粗选药剂用量试验

铜硫混浮粗选药剂用量条件试验采用4因素3水平正交试验表安排试验。由于粗选作业主要考核目的元素的回收率，因此，本试验以铜回收率与硫回收率的乘积(η)作为评价选别效果的依据。4因素分别是调整剂碳酸钠(A)、活化剂氟硅酸钠(B)、捕收剂丁基黄药(C)、起泡剂2#油(D)，各水平取值见表6，按正交表L9(34)进行正交试验，试验结果见表7，表6中数据的极差分析结果见表8。

表6 混浮粗选条件试验各药剂用量及水平

Table 6 Reagents dosage and level tests for bulk rough floatation g/t

水平各因素取值ABCD10500401721000100060343200015008050

表7 混浮粗选正交试验结果

表8 混合浮选正交试验极差分析结果

Table 8 Range analysis results of orthogonal test in bulk rough floatation %

因素各水平下η的平均值水平1水平2水平3极 差较优水平A52.3752.9054.472.103B54.0952.4653.201.631C50.8654.0354.864.003D45.0255.6559.0814.073

由表7可看出，4号试验所取得的η最高，因素组合为A2B1C2D3。

由表8可看出，各因素的优化组合为A3B1C3D3，这与表7的结果不一致。经验证试验，A3B1C3D3组合所对应的η高于A2B1C2D3组合所对应的η。因此，混浮粗选的碳酸钠用量为2 000 g/t、氟硅酸钠为500 g/t、丁基黄药为80 g/t、2#油为50 g/t。

2.2 铜硫分离粗选试验

混合精矿铜硫分离粗选药剂用量条件试验采用3因素3水平正交试验表安排试验。试验的给矿为1粗3精铜硫开路混合浮选精矿。试验采用抑硫浮铜流程，因此，以铜回收率作为评价选别效果的依据。3因素分别是脱药剂活性炭(E)、硫抑制剂氧化钙(F)、铜矿物浮选捕收剂TB(G)，各水平取值见表9，按正交表L9(33)进行正交试验，试验结果见表10，表10中数据的极差分析结果见表11。

表9 铜硫分离粗选条件试验各药剂用量及水平

Table 9 Reagent dosage and level tests for copper and sulphur rough separation g/t

水 平各因素取值EFG11000200002150030002032000400040

表10 铜硫分离粗选正交试验结果

表11 铜硫分离粗选正交试验极差分析结果

由表10可看出，7号试验所取得的铜回收率最高，达81.74%，因素组合为E3F1G3。

由表11可看出，各因素的优化组合为E2F1G3，这与表10的结果不一致。经验证试验，E2F1G3组合所对应的铜回收率高于E3F1G3组合。因此，铜硫分离粗选活性炭对混合精矿的用量为1 500 g/t，氧化钙为2 000 g/t，TB为40 g/t。

2.3 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上，拟定了图1所示的闭路试验流程，试验结果见表12。

图1 闭路试验流程

产 品产率品 位CuSFe回收率CuSFe铜精矿1.0420.6228.7925.1964.983.040.92硫精矿20.860.1843.1937.9711.3891.5627.76尾 矿78.100.100.6826.0623.645.4071.33原 矿100.000.339.8428.54100.00100.00100.00

由表12可看出，该矿石在磨矿细度为-0.074 mm 占85%的情况下，采用1粗3精2扫铜硫混浮、1粗3精3扫铜硫分离、中矿顺序返回流程处理，可获得铜品位为20.62%、回收率为64.98%的铜精矿，硫品位为43.19%、回收率为91.56%的硫精矿，混浮尾矿铁品位为26.06%、含硫0.68%、铁回收率为71.33%。尾矿硫品位的大幅度下降为后续选铁创造了条件。

3 结 语

(1)豫西某铜铁矿石铜、硫、铁品位分别为0.33%、9.84%、28.54%，矿石中矿物成分复杂，有用矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均，且铜、铁矿物氧化程度较高；主要含铜矿物为黄铜矿，辉铜矿次之，黄铜矿嵌布粒度主要集中在0.4～0.05 mm；含硫矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿，嵌布粒度主要在1～0.1 mm；铁矿物主要有磁铁矿，褐铁矿、菱铁矿等次之，嵌布粒度主要在0.3～0.01 mm，因此，该矿石属较难分离、分选的高硫低铜铁矿石。

(2)在磨矿细度为-0.074 mm 占85%的情况下，采用1粗3精2扫铜硫混浮、1粗3精3扫铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石，可获得铜品位为20.62%、回收率为64.98%的铜精矿，硫品位为43.19%、回收率为91.56%的硫精矿，铜硫回收效果较好。

(3)铜硫混浮尾矿铁品位为26.06%、铁回收率为71.33%，硫含量降至0.68%，为后续选铁创造了较好的条件。

(4)由于该矿石铜硫分离较容易，因而铜硫混浮后再分离较优先浮选流程更短，药剂用量更少、药剂成本更低，且有利于降低铁精矿的硫含量。

[1] 许 时.矿石可选性研究[M].北京：冶金工业出版社，1989. Xu Shi.Ore Washability Study[M].Beijing：Metallurgical Industry Press,1989.

[2] 孙 放.某含铜硫磁铁矿石合理选矿工艺研究[J].金属矿山，2012(10)：70-74. Sun Fang.Suitable dressing process of a magnetite ore with copper and sulfur[J].Metal Mine,2012(10)：70-74.

[3]李文娟，宋永胜，王琴琴,等.含磁黄铁矿硫化铜矿石的电位调控浮选研究[J].稀有金属，2013(4)：611-620. Li Wenjuan,Song Yongsheng,Wang Qinqin,et al.Potential control flotation of pyrrhotite-bearing copper sulfide ore[J].Chinese Journal of Rare Metals,2013(4)：611-620.

[4] 肖军辉，樊珊萍，王 振，等.云南铜、锡、铁多金属尾矿综合利用试验研究[J].稀有金属,2013(6):984-992 Xiao Junhui,Fan Shanping,Wang Zhen,et al.Comprehensive utilization research on polymetallic tailings with copper,tin and iron in Yunnan[J].Chinese Journal of Rare Metals，2013(6)：984-992.

[5] 穆国红.低品位铜矿选矿工艺研究[J].有色金属，2008(3)：16-19. Mu Guohong.Study on the beneficiation technology of low grade sulfide copper ore[J].Nonferrous Metals，2008(3)：16-19.

[6] 陆庆峰.龙桥铁矿低品位铜硫分离选矿试验研究[J].金属矿山，2007(11)：71-73. Lu Qingfeng.Experimental research on separation of copper from sulfur of Longqiao low grade ore[J].Metal Mine，2007(11)：71-73.

[7] 李文娟,宋永胜.磁黄铁矿的浮选电化学及抑制剂研究概况[J].矿冶，2008(3)：10-14. Li Wenjuan，Song Yongsheng，et al.A review of pyrrhotite flotation electrochemistry and its depressant[J].Mining and Metallurgy，2008(3)：10-14.

[8] 邱廷省，杨 云，赵冠飞.内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿选矿试验[J].金属矿山，2012(7)：79-81. Qiu Tingsheng,Yang Yun,Zhao Guanfei.Beneficiation test on pyrrhotite type of copper sulphide ore from Inner Mongolia[J].Metal Mine，2012(7)：79-81.

(责任编辑 罗主平)

Recovery of Copper and Sulphur from High-sulphur and Low-copper Iron Ore in Western Henan

Lu Liang1,2Ma Chi1,2Guo Zhenxu1,2Yue Tiebing1,2Li Wenjun1,2Liu Lei1,2

(1.Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources，Chinese Academy of Geological Scicences，Zhengzhou 450006，China；2.Key Laboratory of Polymetallic Ores Evaluation and Comprehensive Utilization，Ministry of Land and Resources，Zhengzhou 450006，China)

A high-sulfur low-copper iron ore from Western Henan Province contains 0.33% Cu，9.84% S and 28.54% Fe，respectively.It belongs to the polymetallic ore with complex mineral composition and embedded relationship，uneven disseminated particle，and a high oxidation degree of copper and iron.Beneficiation study was carried out for determining the development and utilization program.The results showed that at the grinding fineness of -0.074 mm 85%，copper concentrate containing 20.62% Cu with a recovery of 64.98% and the sulphur concentrate containing 43.19% S with a recovery of 91.56% were obtained respectively by the process of copper and sulphur bulk flotation of one-roughing，three-cleaning and two-scavenging，Cu-S separation of one-roughing，three-cleaning and three-scavenging，and middles back to the flow-sheet in turn.Good concentration indexes were gained.The tailings from the bulk flotation contained 26.06% Fe with Fe recovery of 71.33% and the sulphur content in tailings was reduced to 0.68%，which provides good preconditions for the recovery of iron minerals.

High-sulphur and low-copper iron ore，Chalcopyrite，Pyrite，Magnetite，Pyrrhotite，Copper and sulphur bulk flotation，Separation of copper and sulphur

2014-07-07

中国地质调查局地质调查工作项目(编号：12120113088600)。

吕 良(1978—)，男，工程师。

文献标志码 A 文章编号 1001-1250(2014)-11-062-05