某地铜渣矿的选别工艺试验研究

陈松梅，梁雪峰，吴国富

（烟台鑫海矿业研究设计有限公司，山东烟台 265500）

铜渣矿是回收铜、铁的主要再生资源，但因铜渣矿杂质成分复杂，经过高温后各矿物间共生关系和嵌布粒度不均匀等特性，采用浮选法回收铜的回收率较低［1，2］。本次试验铜渣矿为铜渣排放在废石区，从资源利用角度，极具有综合回收利用的价值。试验主要是对铜渣矿加入活化剂进行预处理，有效地清理物料表面，得到新鲜的物料表面［3］，并且通过添加浮选药剂进行浮选，活化剂与浮选捕收剂组合作用，提高了铜的回收率。通过试验方案对比，最终确定浮选＋浮选中矿再磨再选＋磁选工艺流程，并进行工艺技术条件研究。

1 矿石性质

矿石中金属矿物为赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿、黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、孔雀石等，脉石矿物有石英、斜长石、白云母、角闪石以及蚀变矿物等。矿石样品化学多元素分析见表1，铜的物相分析结果见表2，铁的物相分析结果见表3。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

表2 铜物相分析结果 %

表3 铁物相分析结果 %

从矿物学研究结果可知，原矿中黄铜矿多为树枝状、粒状集合体存在，颗粒多在35～150μm，常常与赤铁矿伴生，沿着赤铁矿的边缘和裂隙分布，在黄铜矿的边缘和裂隙常有铜蓝交代。孔雀石是常见的铜的次生矿物，颗粒多在20～80μm，常与斑铜矿、铜蓝等一起交代黄铜矿。

从矿物学研究结果可知，原矿中菱铁矿多以颗粒集合体的形式存在，呈他形粒状，粒度粗大，多在150μm以上，常与赤铁矿、黄铜矿、石英、黏土矿物等伴生，部分菱铁矿风化成褐铁矿、针铁矿，在菱铁矿的内部常包裹着褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿颗粒，在裂隙中有石英等嵌布。

赤铁矿多为粒状、网脉状或者树枝状、乳滴状等集合体存在，粗中粒粒级，粒度范围在40～200μm，在多数赤铁矿的裂隙中常穿插着树枝状的黄铜矿，黄铜矿的裂隙常被铜蓝交代。

原生＋次生硫化铜相的铜占有率为36.65%，菱铁＋赤铁矿相中铁的占有率为82.14%，矿渣风化程度高，Cu的氧化率为90.50%［4］；呈他形粒状结构、连生结构、固溶体分离结构、蜂窝状构造、脉状构造，属于难选氧化矿，本次试验主要回收Cu，Fe综合回收。

2 试验研究

根据矿石工艺矿物学研究结果和铜、铁物相分析结果，铜采用重选、浮选回收，铁采用磁选回收，Cu的湿法浸出不在本试验范围内。

2.1 试验方案的确定

考虑铜渣矿特性可能有颗粒不均匀的自然铜，铁矿物的比重较大，采用重选工艺可以混合回收，再采用磁选分离后得到铁精矿和铜精矿。浮选法是回收氧化铜矿的主要方法，强化药剂制度，来达到提高回收率的目的。因铜矿物嵌布粒度不均匀，采用一段粗磨中矿再磨再选的工艺，可以降低磨矿成本，来达到提高回收率的目的。本次试验进行了重选＋磁选工艺、重选＋浮选＋磁选、浮选＋浮选中矿再磨再选＋磁选工艺三种选矿方案的对比试验。原矿磨矿至-0.074 mm占77%，重选采用的摇床，浮选作业为一粗二扫二精，磁选作业磁场强度为4 000 Oe，试验结果见表4。

表4 选矿工艺对比试验结果 %

三种选矿方案对比，重选作业，没有得到合格的重选产品，故不选择重选作业；浮选作业和浮选＋浮选中矿再磨再选作业，对提高铜的回收率有利，故选择浮选＋浮选中矿再磨再选＋磁选作业，并进行详细条件试验。

2.2 工艺条件试验

浮选条件试验原则流程图如图1所示。

图1 浮选条件试验原则流程图

2.3 磨矿粒度条件试验

将原矿均匀缩分出四份，每份1 kg，在不同磨矿细度下分别进行磨矿粒度条件试验，试验结果图2所示。

图2 磨矿粒度条件试验结果

从磨矿粒度条件试验结果可以看出，随着磨矿粒度提高，浮选精矿Cu的回收率提高，而浮选尾矿铜的回收率随之降低，粗选磨矿粒度选择-0.074 mm占96.4%。

2.4 硫化钠用量试验

在进行硫化钠用量试验时，调整粗选硫化钠用量分别为3 kg/t、4 kg/t、5 kg/t、6 kg/t进行条件试验。试验结果如图3所示。

图3 硫化钠用量试验结果

从硫化钠用量条件试验结果可以看出，随着硫化钠用量的增加，浮选精矿的产率逐渐升高，铜品位逐渐降低，铜的回收率逐渐增大。综合考虑硫化钠用量为6 kg/t。

2.5 DT2K用量试验

做DT2K用量试验时，调整粗选用量分别为100 g/t、200 g/t、250 g/t、300 g/t进行条件试验。试验结果如图4所示。

图4 DT2K用量试验结果

从DT2K用量条件试验结果可以看出，随着DT2K用量的增加，浮选精矿的产率逐渐升高，铜品位逐渐降低，铜的回收率逐渐增大。综合考虑其用量为250 g/t。

2.6 捕收剂用量条件试验

在进行捕收剂用量试验时，捕收剂采用的是戊基黄药＋丁铵黑药＋羟肟酸［5，6］组合，调整其用量分别为60 g/t＋20 g/t＋20 g/t、90 g/t＋30 g/t＋30 g/t、120 g/t＋40 g/t＋50 g/t进行条件试验。试验结果如图5所示。

图5 捕收剂用量试验结果

从捕收剂用量条件试验结果可以看出，随着组合剂用量的增加，浮选精矿的产率逐渐升高，铜品位逐渐降低，铜的回收率逐渐增大。综合考虑其用量为120 g/t＋40 g/t＋50 g/t。

2.7 起泡剂用量试验

采用Z-200＋2＃油的组合为起泡剂，调整粗选Z-200＋2＃油用量分别为15 g/t＋0 g/t、30 g/t＋0 g/t、30 g/t＋10 g/t、30 g/t＋15 g/t进行条件试验。试验结果如图6所示。

图6 起泡剂用量试验结果

从起泡剂用量条件试验结果可以看出，随着其用量的增加，浮选精矿的产率逐渐升高，铜品位逐渐降低，铜的回收率逐渐增大。综合考虑Z-200＋2＃油用量为30 g/t＋10 g/t。

2.8 浮选条件试验结论

根据以上条件试验确定的粗选作业各药剂最佳用量：硫化钠为6 kg/t，DT2K为250 g/t，戊基黄药为120 g/t，丁基黄药为40 g/t，羟肟酸为50 g/t，Z-200为30 g/t，2＃油为10 g/t。

2.9 浮选中矿制样试验

采用以上粗选确定的条件试验，按图1流程进行浮选中矿制样试验，试验结果见表5。

表5 浮选中矿制样试验结果 %

2.10 中矿再磨粒度条件试验

将中矿均匀缩分出四份，每份1 kg，在不同磨矿细度下分别进行磨矿粒度条件试验，药剂条件采用粗选浮选条件，根据铜品位按比例减量，试验结果见图7。

图7 中矿再磨粒度条件试验结果

从浮选中矿再磨试验结果可以看出，随着磨矿细度的增加，精矿产率降低，品位逐渐升高，回收率逐渐降低；综合考虑精矿产率和铜品位及回收率，最终选取-0.030 mm 88.1%的再磨细度进行后续试验。

3 浮选综合流程试验

综合试验流程如图8所示，浮选作业是根据以上条件试验确定的最佳药剂用量进行的，扫选作业只增加捕收剂和起泡剂，用量为粗选用量的三分之一。试验结果见表6。

表6 浮选综合流程试验结果 %

原矿一段磨矿细度为-0.074 mm 含量占96.40%，可以得到产率为4.05%、Cu品位为20.31%的精矿1，其中Cu回收率为38.46%；再磨细度-0.030 mm占88.10%时，得到产率为4.46%、Cu品位为11.89%的精矿2，其中Cu回收率为24.79%；精矿1＋精矿2产率为8.51%，Cu品位为15.91%，Cu回收率为63.27%。其中银的品位为188.68 g/t，银的回收率为56.77%。

4 浮选尾矿磁选回收铁试验

浮选尾矿磁选试验结果见表7，磁选精矿多元素分析结果见表8。

表8 磁选精矿多元素分析结果 %

尾矿1经过磁选得到产率为45.47%的磁选精矿，其中 TFe品位为44.14%，TFe回收率为51.24%；尾矿2经过磁选后得到产率为34.97%的磁选精矿，其中TFe品位为47.88%，TFe回收率为41.77%；磁选试验没有得到合格的铁精矿。从磁选精矿多元素分析结果可知，尾矿1和尾矿2得到的精矿中Si、Al的含量较高，分析其原因是该原矿是冶炼得到的炉渣，菱铁矿、赤铁矿常与黄铜矿、石英、黏土矿物等伴生，在石英裂隙充填，该冶炼工艺导致该原矿铁精矿中TFe品位很难提高到50%以上。

5 结 论

1.原矿中Cu品位为2.21%，TFe品位为39.36%，Cu、TFe为可回收元素。原生＋次生硫化铜相的铜占有率为36.65%，菱铁＋赤铁矿相中铁的占有率为82.14%，因铜矿物与赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿等关系较为亲密和铜矿物粒度分布不均匀，该铜渣矿属于难选矿石。

2.浮选＋浮选中矿再磨再选工艺回收铜：精矿1产率为4.05%，Cu品位为20.31%，Cu的回收率为38.46%；精矿2产率为4.46%，Cu品位为11.89%，Cu回收率为24.79%；精矿1＋精矿2产率为8.51%，Cu 品位为15.91%，Cu 回收率为63.27%。强化浮选药剂磨矿，增加浮选中矿再磨再选，铜的回收率从38.46%提高到63.27%。

3.浮选尾矿磁选回收铁仅取得TFe品位＞45%以上的铁精矿，从铁精矿的粒度分析结果和多元素分析结果可知，分析其原因是铁矿物嵌布细度微细，在各粒级分布较均匀，其杂质元素Si、Al、Ca等与TFe元素类质同象分布，导致铁精矿的TFe的品位无法提高。浮选尾矿采用磁选工艺没有得到合格的铁产品。