内蒙古某铜尾矿再选试验研究

陶恒畅 郭超华 毛富邦

摘要：内蒙古某铜尾矿Cu品位为0.14 %，具有回收利用价值。根据铜尾矿的矿物组成及嵌布特征，开展了铜尾矿再选试验研究。采用预先分级—粗粒再磨—浮选工艺回收铜，并对试验条件进行了优化，确定0.045 mm分级粒度，组合捕收剂为38号黄药+Y-89，粗粒磨矿细度-0.074 mm占80 %，矿浆调整剂石灰600 g/t、六偏磷酸钠800 g/t，水玻璃400 g/t。在最佳条件下，最终闭路试验获得了铜精矿铜品位19.01 %、铜回收率34.19 %的指标。

关键词：铜尾矿;预先分级;再磨;浮选;综合回收

中图分类号：TD926.4文献标志码：A开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2021）10-0083-04doi：10.11792/hj20211019

引 言

随着矿产资源的开采和选矿技术水平的提高，有效、节约、综合性地利用矿产资源成为可持续发展的重要课题，而尾矿资源的回收利用在矿产开发过程中显得日趋重要[1-2]。李俊等[3]采用混合浮选—铜硫分离实现了充填尾砂中铜和硫的综合回收，经济效益显著。针对矿石含泥量大的硫化铜尾矿，通常采用浮选柱粗选、脱泥、磁选抛尾[4-6]等进行预先处理，再通过传统浮选工艺进行综合回收。郭灵敏等[7]采用中矿脱泥—铜硫混浮—铜硫分离实现了选铜尾砂中铜、硫等的回收。焦文亚等[8]采用浮选脱泥—再磨—优先浮铜回收某铜尾矿中的铜，获得了较好的生产指标。

内蒙古某铜矿石中铜主要以原生硫化铜的形式存在，与黄铁矿、磁黄铁矿紧密共生，可浮性较好，采用浮选工艺处理。由于生产初期技术条件有限，铜尾矿中铜损失严重，Cu品位为0.14 %。为了实现铜的高效回收，采用预先分级—粗粒再磨—浮选工艺进行试验。考虑铜矿物的单体解离度不够和细矿泥恶化浮选作业，分别开展分级粒度、浮选条件优化等试验，确定了最佳工艺参数，最终闭路试验获得了较好的回收指标，可为铜尾矿资源再利用提供参考。

1 铜尾矿性质

1.1 组分分析

铜尾矿组分分析结果见表1。由表1可知，该铜尾矿中铜品位为0.14 %，具有综合回收利用价值。

1.2 粒度分析

为查明铜尾矿中各粒级金属分布率，对其进行了粒度筛分分析，结果见表2。由表2可知：该铜尾矿中Cu主要集中在+0.045 mm粒级中，且+0.074 mm粒级中Cu分布率为50.52 %。

1.3 主要矿物嵌布特征

该铜尾矿中铜主要以硫化矿物形式存在，主要为黄铜矿（包括方黄铜矿），约为0.3 %，其他硫化矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿。脉石矿物与原矿大致相同，以石英为主，其次为绿泥石、角闪石、云母等。以石英为主的脉石矿物粒度较粗，可达0.2 mm，而以磁黄铁矿、黄铁矿等为主的硫化矿物粒度一般在0.06 mm以下。铜矿物嵌布粒度十分细小，一般在0.04 mm以下，大部分小于0.03 mm，且有较多小于0.02 mm;主要以连生和包裹形态赋存，连生矿物为磁黄铁矿和脉石矿物，部分微粒黄铜矿紧密包裹在脉石矿物中。铜矿物损失原因主要是以连生态随脉石矿物和硫化矿物进入尾矿，小部分是粒度微細和夹杂。

2 试验结果与讨论

2.1 捕收剂种类

在石灰600 g/t、捕收剂60 g/t、2号油20 g/t的条件下，考察38号黄药、Z-200、酯-105、丁基黄药对铜粗选指标的影响，以确定合适的高效捕收剂。试验流程见图1，试验结果见表3。

由表3可知：38号黄药（用量60 g/t）作为捕收剂时，浮选指标较好，可获得铜品位2.33 %、铜回收率40.23 %的铜粗精矿。

2.2 石灰用量

在捕收剂38号黄药60 g/t、2号油20 g/t的条件下，控制石灰用量分别为400 g/t、600 g/t、800 g/t、1 000 g/t，考察石灰用量对铜粗选指标的影响。试验流程见图1，试验结果见图2。

由图2可知：随着石灰用量的增加，铜粗精矿铜品位整体呈上升趋势，铜回收率先升高后降低。当石灰用量为600 g/t时，铜回收率达最大值。综合考虑，确定最佳石灰用量为600 g/t。

2.3 分级粒度

采用预先分级—粗粒再磨—浮选工艺回收铜尾矿中铜，分别以0.074 mm和0.045 mm预筛分抛除细粒级矿物，粗粒再磨后浮选。以38号黄药为捕收剂，采用一次粗选、两次精选，尾矿与分级细粒产品合并后抛尾。试验流程见图3，试验结果见表4。

由表4可知：与0.074 mm预筛分相比，铜尾矿进行0.045 mm预先分级处理效果更好。粗粒再磨至磨矿细度-0.045 mm占70 %，经过一次粗选、两次精选，可获得铜品位19.46 %、铜回收率36.33 %的铜精矿，浮选指标相对较好。

2.4 浮选条件优化

对铜尾矿进行0.045 mm预先分级后，选择大于0.045 mm粒级产品作为浮选原矿，避免泥化对铜回收的影响。试验主要从磨矿细度、组合捕收剂及调整剂用量等进行优化调整。

2.4.1 磨矿细度

在石灰600 g/t的条件下，进行了粗粒磨矿细度条件试验。试验流程见图4，试验结果见图5（以浮选原矿计算产率、铜回收率）。

由图5可知：随着磨矿细度的增加，铜粗精矿铜回收率先升高后降低，铜品位逐渐降低。综合考虑铜粗精矿铜品位、铜回收率及生产成本等，选择-0.074 mm占80 %较为理想，此时可以获得铜品位为2.61 %、铜回收率为63.47 %的铜粗精矿。

2.4.2 组合捕收剂

在磨矿细度-0.074 mm占80 %、捕收剂60 g/t、石灰600 g/t、2号油20 g/t的条件下，考察组合捕收剂（质量比1∶1）对铜回收的影响。试验流程见图4，试验结果见表5（以浮选原矿计算产率、铜回收率）。

由表5可知：组合捕收剂的使用可以较大幅度地提高铜回收率。采用38号黄药+酯-105浮选时可以获得较高铜品位的铜粗精矿，采用38号黄药+Y-89时铜回收率最高，为71.22 %。综合考虑铜粗精矿铜品位及铜回收率，确定采用组合捕收剂38号黄药+Y-89浮选回收铜。

2.4.3 六偏磷酸钠用量

六偏磷酸钠是常用的泥质脉石矿物抑制剂，同时可调节矿浆pH。在磨矿细度-0.074 mm占80 %、38号黄药+Y-89为组合捕收剂、石灰600 g/t、2号油20 g/t的条件下，考察了六偏磷酸钠用量对铜浮选指标的影响。试验流程见图4，试验结果见图6（以浮选原矿计算产率、铜回收率）。

由图6可知：随着六偏磷酸钠用量的增加，铜粗精矿铜品位逐渐升高，铜回收率小幅波动。当六偏磷酸钠用量为800 g/t时，铜粗精矿铜品位、铜回收率较高。因此，六偏磷酸钠用量以800 g/t为宜。

2.4.4 水玻璃用量

水玻璃是一种常用的硅酸盐脉石矿物抑制剂，也是一种矿泥分散剂，可以减少矿泥对浮选过程的影响。在磨矿细度-0.074 mm占80 %、38号黄药+Y-89为组合捕收剂、石灰600 g/t、2号油20 g/t的条件下，探索了水玻璃用量對铜浮选指标的影响。试验流程见图4，试验结果见图7（以浮选原矿计算产率、铜回收率）。

由图7可知：随着水玻璃用量的增加，铜粗精矿铜品位逐渐上升，铜回收率先上升后下降。当水玻璃用量为400 g/t时，铜回收率达到最大，为72.41 %，铜粗精矿铜品位为1.70 %。因此，水玻璃用量最佳为400 g/t。

2.5 闭路试验

在条件试验及开路试验的基础上，进行了0.045 mm预先分级—粗粒再磨—浮选工艺回收铜的闭路试验。试验流程见图8，试验结果见表6。

由表6可知：采用预先分级—粗粒再磨—浮选工艺，在磨矿细度-0.074 mm占80 %，600 g/t石

灰、800 g/t六偏磷酸钠为矿浆调整剂，38号黄药+Y-89为组合捕收剂，精选时加入水玻璃分散矿泥的条件下，经过一次粗选、三次精选、一次扫选，最终可获得铜品位19.01 %、铜回收率34.19 %的铜精矿，回收指标较好。

3 结 论

1）内蒙古某铜尾矿中铜品位较低，铜金属主要分布在+0.045 mm粒级中，工艺矿物学分析表明其嵌布粒度细小，与磁黄铁矿和脉石矿物连生，部分微粒黄铜矿紧密包裹在脉石矿物中。为了避免铜尾矿浮选泥化现象，采用预先分级—粗粒再磨—浮选工艺回收铜。

2）铜尾矿预先分级降低了入选矿浆中矿泥含量，提高了捕收剂对铜的回收效果，大幅度降低了铜在尾矿中的损失。对比0.074 mm和0.045 mm的选别效果，确定分级粒度为0.045 mm。

3）在粗粒磨矿细度-0.074 mm占80 %、组合捕收剂为38号黄药+Y-89、石灰和六偏磷酸钠为矿浆调整剂、精选加入水玻璃分散矿泥的条件下，闭路试验最终获得了铜品位19.01 %、铜回收率34.19 %的铜精矿，提高了铜尾矿再选的回收指标。

[参 考 文 献]

[1] 徐凤平，周兴龙，胡天喜，等.我国尾矿资源利用现状及建议[J].云南冶金，2007，36（4）：25-27.

[2] 李颖，张锦瑞，赵礼兵，等.我国有色金属尾矿的资源化利用研究现状[J].河北联合大学学报（自然科学版），2014，36（1）：5-8.

[3] 李俊，盛忠义，桂训国，等.凤凰山铜矿充填尾砂再选的研究与应用[J].有色金属（选矿部分），2008（4）：25-27.

[4] 戈保粱，张晋禄，王显强，等.云南某铜选厂尾矿再选试验[J].金属矿山，2016（2）：177-179.

[5] 刘忠明，刘翔，韩培光，等.鄂东南金属矿山尾矿综合应用初步研究[J].资源环境与工程，2012，26（2）：185-189.

[6] 杨有洪.从选铜尾矿回收硫精矿试验研究[J].矿业工程研究，2014，29（1）：78-80.

[7] 郭灵敏，洪建华，曹喜民，等.选铜尾砂综合回收铜硫铁试验研究[J].铜业工程，2015，21（6）：17-22.

[8] 焦文亚，赵义，邵辉，等.湖北某铜尾矿再选回收铜硫试验[J].金属矿山，2016（7）：179-181.

Experimental study on the re-concentration of copper tailings from a mine in Inner Mongolia

Tao Hengchang，Guo Chaohua，Mao Fubang

（Bayannaoer Western Copper Co.，Ltd.）

Abstract：The copper tailings from a mine in Inner Mongolia contain 0.14 % copper，which are worth recovering.Based on the mineral composition and dissemination characteristics of copper tailings，experimental study on copper tailings re-concentration was carried out.The copper was recovered by the pre-grading-coarse grain regrinding-flotation process，and the condition test was optimized，determining grading grain size to be 0.045 mm，joint collector to be 38 xanthate+Y-89，coarse grain grinding fineness of -0.074 mm accounting for 80 %，the dosages of ore pulp modifiers that are lime and sodium hexametaphosphate to be 600 g/t and 800 g/t respectively，and the sodium silicate dosage to be 400 g/t.Under optimal conditions，the final closed-circuit test obtained copper concentrate with copper grade of 19.01 % and copper recovery rate of 34.19 %，which is good index.

Keywords：copper tailings;pre-grading;regrinding;flotation;comprehensive recovery