从某铁矿中综合回收铋和铜的选矿工艺研究

魏 茜（1.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100；2.中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙 410083）

从某铁矿中综合回收铋和铜的选矿工艺研究

魏 茜1，2
（1.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100；
2.中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙 410083）

为更好利用某铁矿资源，在回收铁的同时，对其伴生铜铋资源进行综合回收。确定好原矿的矿石性质后，采用先浮选铜铋然后再磁选的方案。在磨矿细度92.3%-0.074 mm条件下，采用优先浮铜再浮选回收铋-浮选尾矿磁选回收铁-磁选尾矿最后摇床回收铋的试验流程，试验结果为：铜精矿含铜19.890%，铜的回收率83.176%；铋精矿含铋27.940%，铋回收率16.631%。

富铁矿石；铜铋资源；黄铜矿；无氰浮选分离

铜铋分离一直是一个较难的选矿课题，但国内外对铜铋分离研究相对较少。我国许多矿山由于铜铋未能较好地分离，无法获得合格的铋精矿，造成铋的损失相当严重［1～4］。因此，研究开发合理的铜铋分离工艺流程和药剂制度有着极为重要的意义。本文结合原矿的工艺矿物学结果，基于原矿的矿石性质，开展了有针对性的选矿研究，通过大量的试验研究，最终确定了适合某铁矿综合回收铜和铋的选矿工艺流程和药剂制度，具有一定的参考性。

1 矿石性质与试验流程的确定

1.1 矿石性质

原矿主要组成矿物有磁铁矿、透辉石、滑石、尖晶石。还发现原矿中含有闪锌矿、赤铁矿、铋华、泡铋矿、硅铋矿（闪铋矿）、辉铜矿、锡石、硅孔雀石、赤铜矿、自然铜、蓝铜矿、透闪石、绿泥石、白云石、方解石、锆石、方铅矿、方镁石、长石、绢云母、刚玉、镁电气石等多种矿物。

原矿化学多元素分析结果见表1，铋和铜的物相分析结果分别见表2和表3。

表1 原矿化学多元素分析结果%

由表1可知，Fe的含量高达44.61%。如果折合成Fe3O4即磁铁矿，则磁铁矿的矿物含量达61.79%。原矿是个富铁矿；S、P、Pb、Zn、Cu含量低，As、Sn未检出，将对选取磁铁矿精矿的质量有保障；Bi的含量0.084%，是选矿综合回收的主要对象；Cu含量0.055%，可以考虑综合回收。

表2 原矿铋的物相分析结果%

由表2可知，试验样品中自然铋和硫化铋中铋占总铋的50.0%，此即为采用浮选法回收铋的理论回收率。

表3 原矿铜的物相分析结果%

由表3可知，试验样品中自由氧化铜和硫化物中铜占总铜的85.46%，此即为采用浮选法回收铜的理论回收率。

选矿试验回收的主要对象为磁铁矿、自然铋和黄铜矿。

磁铁矿的嵌粒度均匀，约80%在0.2 mm至1 mm之间；有15%在0.05～0.2 mm间；还有5%大于1 mm。但是，要尖晶石，自然铋等从磁铁矿中完全解离出来，必须将原矿磨至-0.074 mm 90%以上。

原矿中的自然铋多见于磁铁矿中，二者呈固熔体。自然铋的粒度80%以上集中于0.05～0.1 mm之间；15%的颗粒在0.03～0.05 mm；5%的自然铋大于0.1 mm。

原矿中的黄铜矿与黄铁矿、辉铋矿等呈细脉浸染状交代滑石、蛇纹石。黄铜矿的颗粒85%以上集中于30μm至74μm之间；10%的颗粒小于30μm；5%的颗粒大于74μm。黄铜矿常被铜蓝、辉铜矿交代、连生。连生的脉石矿物主要是滑石和蛇纹石。

1.2 流程方案的确定

由工艺矿物学可知，原矿是标准的镁矽卡岩型富铁矿石。如果回收单一的磁铁矿，对选矿而言，方法简单，效益高。但作为综合矿石，铋已超过工业品位（Bi0.07%），故原矿中的铋属于综合回收的主要对象。原矿含Cu 0.055%，不满足铁矿石综合回收伴生金属Cu最低品位0.2%的要求，故能收则收。

从上述看来，影响原矿选矿的矿物学因素集中在铋，难度如下：

1.原矿氧化铋和固熔体中的铋达50.0%以上，硫化铋及自然铋不到50.0%。

2.占铋47.62%左右的辉铋矿粒度在30μm以下，且与蛇纹石、滑石紧密连生，在原矿磨矿细度为92%-0.074 mm的条件下浮选的铋粗精矿中铋的解离度还不到30%；而泡铋矿、自然铋多被磁铁矿包裹，或与磁铁矿呈固溶体，粒度都在30μm以下，难以选矿回收。

3.自然铋极易氧化，磨矿解离出来的自然铋很容易被氧化成呈红褐锖色。

基于工艺矿物学研究的基础上，初步确定出两种综合回收铜铋的工艺流程：

1.原矿优先浮铜-磁选收铁-磁选尾矿分级摇床回收铋。

2.原矿优先浮铜-浮铜尾矿浮选回收铋-浮铋尾矿磁选回收铁-磁选尾矿分级摇床回收铋。

2 浮选试验部分

2.1 方案比较

由于试验矿样原矿为含铁44.61%的铁矿，首先进行了先浮选后磁选和先磁选后浮选两种方案的对比。

2.1.1 先磁后浮试验方案

先磁选磁铁矿然后再浮选铜铋的试验方案流程如图1所示，试验结果见表4。

图1 先磁后浮方案工艺流程

表4 先磁后浮方案试验结果%

2.1.2 先浮后磁试验方案

先浮选铜铋然后再磁选磁铁矿的试验方案流程如图2所示，试验结果见表5。

图2 先浮后磁方案工艺流程

表5 先浮后磁方案试验结果%

由表4和表5的试验结果可以看出，先磁选后浮选方案中铜铋在磁精矿中的损失要明显大于先浮选后磁选方案的，不利于铜铋的综合回收。因此，后续试验采用先浮选铜铋然后再磁选的方案。

2.2 铜浮选试验

确定采用先浮选铜铋然后再磁选磁铁矿的试验方案后，铜铋的浮选阶段主要进行了铜铋混合浮选和优先浮铜后浮铋两种试验方案的对比。

2.2.1 铜铋混合浮选

铜铋混合浮选试验流程如图3所示，试验结果见表6。

图3 铜铋混合浮选试验流程

表6 铜铋混合浮选试验结果%

由表6的试验结果可以看出，采用铜铋混合浮选可以得到铜精矿产品，但铋在各个产品中都有分布。

根据铜混合精矿中含铋较高的情况，试验进行了铜铋分离的探索试验。探索试验一和探索试验二均采用浮铜抑铋试验流程，但效果均不明显，其中探索试验二中在铋精矿中的铜品位达13.17%，铜的作业回收率损失高达52.50%；探索试验三采用铜铋混合精矿再磨后分离方案，虽然在铜精矿中铋的品位降到了2.78%，但铜的回收率只有22.69%，没有达到铜铋分离的试验目的；探索试验四采用浮铋浮铜（无氰）的方案，由试验结果看出，抑铜浮铋很难获得铋精矿。

从以上铜铋混合浮选-铜铋分离各探索试验情况可以看出，在试验条件下可以降低铜精矿中铋的含量，但铜的回收率损失很大，铋精矿品位也难以提高。

因此后续采用优先浮选铜再浮选铋的试验方案。

2.2.2 优先浮铜再浮铋试验

2.2.2.1 磨矿细度条件试验

磨矿细度条件试验流程如图4所示，试验结果见表7。由表7的试验结果可以看出，铜的回收率均在90%以上，但当磨矿细度为-0.074 mm含量占91.5%时的铋粗精矿中铋的回收率为18.04%。综合考虑，选择适宜的粗磨矿细度为91.5%（-0.074 mm）。

图4 磨矿细度条件试验流程

2.2.2.2 捕收剂种类及用量条件试验

铜浮选部分捕收剂种类及用量条件试验流程如图5所示，捕收剂种类条件试验结果和捕收剂用量条件试验结果分别见表8和表9。

表7 磨矿细度条件试验结果%

图5 捕收剂种类及用量条件试验流程

表8 捕收剂种类条件试验结果%

由表8的试验结果可以看出，铜浮选捕收剂选用BP时，选别效果最佳。

表9 捕收剂用量条件试验结果

由表9的试验结果可以看出，铜浮选捕收剂BP适宜的用量应在20 g／t左右。

2.2.3 优先浮铜闭路试验

基于优先浮铜条件试验和开路试验，优先浮铜闭路试验流程如图6所示，试验结果见表10。

图6 优先浮铜闭路试验流程

表10 优先浮铜闭路试验结果%

2.3 铋浮选试验

铋浮选给矿为铜浮选尾矿，以下进行了铋浮选条件试验，铋浮选条件试验工艺流程如图7所示。

2.3.1 石灰用量试验

铋浮选石灰用量条件试验流程如图7所示，试验结果见表11。由表11的试验结果可以看出，适宜的石灰用量应在667 g／t。

表11 石灰用量条件试验结果

2.3.2 SN-9用量试验

铋浮选SN-9用量条件试验流程如图7所示，试验结果见表12。由表12的试验结果可以看出，适宜的乙硫氮用量应在10 g／t。

表12 SN-9用量条件试验结果

2.3.3 丁铵黑药用量试验

铋浮选丁铵用量条件试验流程如图7所示，试验结果见表13。由表13的试验结果可以看出，适宜的丁铵黑药用量应在10 g／t。

表13 丁铵黑药用量条件试验结果

2.3.4 铋浮选闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了铋浮选闭路试验，铋浮选闭路试验流程如图8所示，试验结果见表14。

图8 铋浮选闭路试验流程

表14 铋浮选闭路试验结果%

2.4 浮选铋精矿磁选试验

浮铋浮选闭路试验获得的铋精矿含铋为10.03%，经显微镜镜下检测发现，70%以上的铋矿物与铁矿物嵌布关系复杂，部分以固熔体形式存在。但因为浮选铋精矿的产率过低，无法进行再磨以使其解离。所以对铜铋浮选闭路试验获得的铋精矿直接进行磁选试验，以获得较高品位的铋精矿。磁选试验流程图如图9所示，试验结果见表15。从表15试验结果可以看出，浮选铋精矿可以通过磁选作业提高铋精矿的品位。

图9 磁选试验流程

表15 磁选试验结果%

2.5 铋重选试验

铋浮选尾矿经磁选回收铁后，进行重选回收铋的试验。重选回收铋采用先分级再摇床方案，重选回收铋试验流程如图10所示，试验结果见表16。

磁选回收铁后的尾矿含铋在0.10%左右，这部分多与脉石矿物等呈包裹、连生等关系，另有部分与剩余铁矿物关系复杂。筛上物由于铋矿物粒度过细，又在其中呈镶嵌状，摇床效果很差，难以回收其中的铋。

摇床精矿含铋品位为3.72%，主要是由于摇床铋精矿产率过低，多数铋矿物又没有解离完全，实验室小型试验难以实施。

2.6 全流程试验

全流程试验流程如图11所示，试验结果见表17。

图10 重选回收铋试验流程

表16 重选回收铋试验结果%

图11 全流程试验流程

表17 全流程试验结果%

3 结 语

1.由工艺矿物学可知，原矿属于标准的镁矽卡岩型富铁矿石，原矿铁含量44.61%，铋0.084%，铋的氧化率为50.00%、铜0.055%，铜的氧化率为3.64%。

2.试验研究推荐的试验工艺流程为：原矿在磨矿细度-0.074 mm占92.3%的条件下，通过一粗一扫四精浮选流程获得铜精矿；浮铜尾矿浮选铋，流程为一粗一扫三精得到铋精矿；浮铋尾矿再磁选回收铁；磁选尾矿再分级摇床回收铋。即：浮选收铜-浮选收铋-磁选收铁-再摇床收铋的工艺流程。

在原矿含铜0.055%的情况下了获得了含铜19.890%、铜回收率为83.176%的铜精矿；获得的铋精矿含铋为27.940%，铋回收率为16.631%。

3.由推荐工艺流程的试验结果可知，铜的回收指标已达到了试验预期目的，而铋却没有达到综合回收的目的。究其原因，铜矿物主要是以可浮性好的黄铜矿为主，铋矿物则是以自然铋、辉铋矿和铋华等形式存在，铋矿物的嵌布特性又极其复杂，提高回收铋指标的难度很大。

［1］ 熊立，叶雪均，胡诚，等.SA-3对铜铋硫化矿分选分离的作用及机理研究［J］.有色金属科学与工程，2011，2（6）：84-86.

［2］ 袁孔镛.铜铋混合精矿的无氰分离研究［J］.湖南有色金属，1988，4（5）：22-24.

［3］ Poling GW，Qi Liu.巯基乙酸浮选抑制黄铜矿的研究［J］.国外金属矿选矿，1989，（4）：80-86.

［4］ 胡熙庚，黄和慰，毛锯凡.浮选理论与工艺［M］.北京：冶金工业出版社，1991.

Experimental Study on the Mineral Processing Flowsheet on the Comprehensive Recovery of Bi and Cu From Iron Ore

WEIQian1，2
（1.Hunan Research Institute of Nonferrous Metals，Changsha 410100，China；2.School of Resource Processing and Bioengineering，Central South University，Changsha 410083，China）

In order to better use the iron resource，iron was first recovered，accompanying bismuth copper resources was also comprehensively recovered.After the ore properties was determined，the scheme was firstly copper and bismuth flotation and thenmagnetic separation was adopted.When the grinding finenesswas92.3%-74micron，the scheme was firstly copper flotation then bismuth flotation-megnetic separation for recovering iron from flotaion tailinggravity separation for recoving bismuth from megnetic separation tailing.The results show that the concentrates grading was 19.890%Cu and 27.940%Bi，at the recovery of 83.176%Cu and 16.631%Bi，respectively.

iron-rich ore；copper-bismuth resources；chalcopyrite；non-cyanide flotation separation

TD923

A

1003-5540（2016）01-0017-07

2015-11-02

魏 茜（1987-），女，助理工程师，主要从事选矿工艺研究及药剂开发工作。