铜粗精矿的提质增效试验研究

2021-02-23宋宝旭姜效军谢冬冬

中国矿业 2021年2期

崔波，宋宝旭，姜效军，侯英，谢冬冬

(辽宁科技大学矿业工程学院，辽宁鞍山 114051)

国内外针对铜精矿中的铅锌超标难题，或者在铜浮选时强化对铅锌矿物的抑制，或者在铜粗精矿处新增抑铜浮选铅锌作业。当原矿铅锌品位达到综合利用标准时，普遍采用第一种方法，常用的铅抑制剂包括重铬酸钾[1]、亚硫酸盐[2]、焦亚硫酸[3]、羧甲基纤维素[4]、磷酸盐[5]等，锌矿物抑制剂包括硫酸锌、亚硫酸钠等；当原矿铅锌品位达不到综合利用标准时，普遍采用第二种方法，但由于铜粗精矿中铅锌矿物与捕收剂作用，使铜铅锌矿物本就相近的可浮选性更难解决，因此在铜粗精矿分离前需要新增脱药作业[6]。此外，如何在浮选铅锌时强化对铜矿物的抑制也非常关键，过去一直采用氰化物来抑制铜矿物，但随着国家环保要求的日益趋紧，次氯酸盐、多硫化物等新型铜抑制剂[7]应用也越来越广泛。

内蒙古某铜选矿厂主要处理硫化铜矿石，随着井下开采的不断深入，原矿中铅锌含量由原来的双零级别逐步增加至0.18%左右，虽暂未达到铜矿床铅锌含量大于0.20%的综合利用标准，但导致生产的铜精矿中铅锌严重超标，有时铜精矿中铅锌的合计含量甚至高达10%以上，不仅严重影响了铜精矿的产品质量，而且造成了铅锌资源的流失[8-9]。

为了解决上述问题，本文借鉴国内外技术，开展了一系列选矿小型试验，在试验结果基础上，确定了适宜该矿石的浮选药剂和工艺流程，这样不仅降低了铜精矿中的铅锌合计含量，提高了产品质量，而且综合利用铜粗精矿中的铅杂质，提高了综合利用价值，实现了铜粗精矿的提质增效，可为国内外铜选厂的生产提供参考和借鉴。

1 矿石性质及生产流程

1.1 矿石性质

为了查明主要元素铜铅锌的含量和赋存状态，取原矿破碎至-2 mm，混匀缩分取代表性样品，振动研磨后，进行了主要元素含量测定，测定结果见表1。

原矿铅锌含量不足0.20%，并未达到铜矿床共伴生组分的回收标准[10]，也难以直接通过原矿测定铅锌物相和赋存状态，因此针对原矿，只对铜物相进行了测定，测定结果见表2。由表2可知，原矿主要有价元素为铜，主要以原生硫化铜形式存在。此外，矿石中硫铁含量分别为15.96%和28.03%，主要为黄铁矿，是典型的铜硫共生矿床。

1.2 生产流程

选厂采用浮选法生产铜精矿，磨矿细度-0.074 mm占80%，并在磨矿作业中加入石灰做硫矿物的抑制剂，调整矿浆至强碱性，控制pH值为13，然后加入铜常规捕收剂Z200，用量为40 g/(t·给矿)，采用“一粗三扫三精”的流程结构，浮选泡沫即为铜精矿，浮选尾矿给入选硫作业。原矿浮选铜作业的生产指标统计结果见表3。由表3可知，虽然原矿铅锌含量达不到综合利用的要求，但在铜粗精矿中的合计含量已经达到了12%左右，超过了铜精矿铅锌含量不高于10%的质量标准要求，直接导致铜精矿品位仅为13%左右，只能做铜粗精矿进行销售。

表1 原矿主要元素含量的测定结果

表2 原矿铜物相测定结果

表3 现场生产指标统计结果(原矿浮选铜作业)

图1 铜粗精矿中铅锌的赋存状态

为了查明铜粗精矿中铅锌的主要赋存状态，对现场获得的铜粗精矿进行了扫描电镜检测，结果如图1所示。由图1可知，铜粗精矿中铅锌均以硫化矿形式存在，分别为方铅矿和闪锌矿。为了查明主要元素铜铅锌在不同粒度下的金属分布，对铜粗精矿进行了粒度组成测定，结果见表4。由表4可知，铜铅锌除少量集中在+0.074 mm粒级以外，主要集中在-0.074+0.043 mm粒级，属浮选易回收粒级，这就为从铜粗精矿中脱除或综合利用铅锌矿物创造了可能[11]。

2 选矿试验

为了获得铅锌不超标的铜精矿，一方面需要在原矿浮选作业中减少进入铜精矿的铅锌金属量；另一方面需要从原矿浮选作业中获得的铜精矿中进一步提取铅锌矿物，基于此，本文也主要从上述两方面开展了选矿小型试验研究。

2.1 原矿浮选铜试验

原生产工艺流程采用Z200做捕收剂，虽然铜回收率较高，但由于硫氨脂类捕收剂具有黏性，极易夹带铅锌矿物进入到铜精矿中。此外，硫氨脂类捕收剂会以化学吸附的形式牢固吸附在矿物表面，常规脱药方式难以洗脱，也不利于后续的铜粗精矿提质降杂[12]。基于此，将原捕收剂Z200改为乙基黄药，并确定其用量为120 g/(t·给矿)，调整后的生产统计指标见表5。由表5可知，虽然铜回收率略有降低，但铅锌在铜粗精矿中的占有率明显降低，铅锌累计含量也由原来的13%降至11%左右，为后续铜粗精矿品质的进一步提升创造了有利条件。

表4 铜粗精矿粒度组成测定结果

表5 调整后的生产指标统计结果(原矿浮选铜作业)

2.2 铜粗精矿提质增效试验

2.2.1 主要矿物的解离度测定结果

为了确定是否需要设置再磨作业，对铜铅锌矿物单体解离度进行了测定，测定结果见表6。由表6可知，铜铅锌矿物单体解离度均在85%以上，铅锌矿物解离度更是高达90%以上，表明铜铅锌矿物已经解离完全，因此无需设置再磨作业[13]。

表6 铜粗精矿中主要矿物的解离度测定结果

2.2.2 脱药方式的选择

对于铜粗精矿，各矿物表面仍残留大量的浮选药剂，使铜铅矿物本就相近的可浮性更加接近[14]。为了解决上述问题，分别采用硫化钠和活性炭做脱药剂进行脱药试验，铜粗精矿脱药后采用“抑铜浮铅”的工艺流程，分别加入铜矿物的高效抑制剂TY和铅矿物的捕收剂乙硫氮，用量分别为5 000 g/(t·给矿)和30 g/(t·给矿)，流程结构为“一粗一扫”。

值得注意的是，为了进一步考查原矿浮选铜作业更改捕收剂的合理性，分别对原矿加入Z200做捕收剂时获得的铜粗精矿和原矿加入乙基黄药做捕收剂时的铜粗精矿进行了上述脱药试验研究，试验结果如图2和图3所示。由图2和图3可知，原矿采用乙基黄药做捕收剂时，无论采用何种脱药方式，铅粗精矿中铜占有率均仅为10%，明显低于原矿采用Z200做捕收剂时的20%。对比两种脱药方式，硫化钠脱药获得的铅品位明显高于活性炭，并且铜在铅粗精矿的占有率最低可降至5%，综合考虑，最终选择硫化钠做脱药剂，并固定硫化钠用量为7 000 g/(t·给矿)。

图2 铜粗精矿脱药方式对比试验结果(原矿铜浮选用乙基黄药做捕收剂)

图3 铜粗精矿脱药方式对比试验结果(原矿铜浮选用Z200做捕收剂)

2.2.3 铜抑制剂种类及用量试验

在“抑铜浮铅”的分离作业中，铜抑制剂的选择至关重要，常用的铜抑制剂包括石灰、次氯酸盐等。近年来，多硫化物也常常被用来做铜矿物的抑制剂。基于此，针对脱药后的铜粗精矿样品，分别选择多硫化物TY、次氯酸钠和石灰做铜抑制剂进行了用量试验，捕收剂仍然选择乙硫氮，并确定其用量为120 g/(t·给矿)，试验流程仍然为“一粗一扫”作业，试验结果见图4。由图4可知，与次氯酸钠和石灰相比，多硫化物TY对铜矿物的抑制效果最为明显，同时铅回收率也明显较高。综合考虑，最终选择多硫化物TY做抑制剂，并固定其用量为5 000 g/(t·给矿)。

2.2.4 铅捕收剂乙硫氮用量试验

在铜铅分离作业中，乙硫氮是常用的选铅捕收剂，为了确定其用量，进行了乙硫氮用量试验，抑制剂采用多硫化物TY，用量为5 000 g/(t·给矿)，试验结果见图5。由图5可知，适宜的乙硫氮用量为30 g/(t·给矿)。

2.2.5 闭路试验

在条件试验基础上，进行了铜粗精矿提质增效的浮选闭路试验，脱药剂选择硫化钠，用量为7 000 g/(t·给矿)，铜抑制剂选择多硫化物TY，用量为5 000 g/(t·给矿)，铅捕收剂为乙硫氮，用量为30 g/(t·给矿)，采用“一粗两扫三精”的流程结构，试验结果见表7。由表7可知，从铜粗精矿中获得了铅品位大于50%的铅精矿，并且铜精矿中铅锌含量降至8%以下，实现了铜粗精矿的提质增效。

2.3 综合试验指标

最终确定的选矿流程如图6所示，综合试验指标见表8。

2.4 效果与效益估算

上述流程调整后的效果和效益估算见表9。由表9可知，原生产流程每处理1 t原矿，产值为65.72元。流程优化后，估算铜精矿产值为85.86元/(t·原矿)，新增铅精矿产值为9.40元/(t·原矿)，合计为95.26元/(t·原矿)，较原生产流程相比，新增产值为29.54元/(t·原矿)，经济效益显著。

3 结论

1) 原矿主要有价元素为铜，主要以原生硫化铜形式存在，铅锌含量分别为0.15%和0.18%，主要以方铅矿和闪锌矿形式存在，虽未达到铜矿床共伴生组分的回收标准，但导致生产的铜精矿中铅锌严重超标，不仅严重影响了铜精矿的产品质量，而且造成了铅锌资源的流失。

2) 原生产流程采用Z200做捕收剂，虽然铜回收率较高，但由于硫氨脂类捕收剂具有黏性，极易夹带铅锌矿物进入到铜精矿中，且牢固吸附在矿物表面，常规脱药方式难以洗脱。据此把原捕收剂Z200改为乙基黄药，解决了捕收剂夹带铅锌矿物进入到铜精矿中的问题，虽然铜回收率略有降低，但铅锌在铜粗精矿中累计含量也由原来的13%降至11%左右。