某尾矿铜硫资源回收利用试验研究*

路永森 张 浩

（1.山东六邦实业有限公司；2.中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司）

我国工业的发展与国民经济的快速发展都离不开矿产资源［1］。根据我国相关部门统计，2021 年我国采选产生的尾矿量高达5 万亿t，其中铁矿尾矿占比最多。尾矿的大量堆存对环境造成了不可估量的破坏，而且多数尾矿中仍存在大量的可回收利用资源，借助现代技术，可实现对大量尾矿的回收再利用［2-4］。因此，对尾矿进行回收再利用在目前资源短缺的大环境下，不仅具备良好的发展态势与应用前景，对保护我国自然环境也起到了一定的积极作用［5-7］。

1 试样性质

试样采用钻孔取样，取自某尾矿库，试样多显红褐色—灰黑色。

1.1 化学多元素分析

试样化学多元素分析结果见表1。

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由表1可知，试样中S含量1.37%，铜含量0.12%，均可回收利用；脉石矿物中SiO2含量30.57%，CaO 含量11.26%，MgO 含量14.75%，Al2O3含量5.38%，P 含量0.20%。

1.2 粒度分析

试样粒度分析结果见表2。

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由表2 可知，虽然试样- 0.076 mm 含量仅为63.96%，但-0.03 mm 含量却达到了43.29%，微细粒含量很高，对浮选作业不利；根据筛分结果可知，原矿粒级越细，铜含量越高，故预先脱泥不利于铜回收。

1.3 物相分析

试样铜、硫物相分析结果见表3、表4。

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由表3、表4可知，自由氧化铜与结合氧化铜占有率超过60%，适合采用黄药类捕收剂回收该部分氧化铜；硫化物中的硫占比为84.61%，需要回收的硫基本是存在于硫化物中的硫。

2 选矿试验方案

该尾矿样中含有的铜和硫均为试验需要回收的元素。通过对尾矿样性质分析，拟采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—铜精选工艺。试验采用的主要设备为φ250 mm×90 mm 锥形球磨机，XFDC 型8.0，1.5，1.0，0.5 L单槽浮选机等。

3 试验结论及讨论

3.1 铜硫混合浮选

3.1.1 铜硫混合浮选磨矿细度试验

将试样在φ250 mm×90 mm 锥形球磨机中磨至-0.076 mm 含量分别为64.5%（未磨）、75%，80%、85%，再给入XFDC 型1 L 单槽浮选机进行浮选，试验流程及药剂制度见图1，试验结果见图2。

由图2 可见，随着磨矿细度的提高，粗精矿铜品位由0.385% 下降至0.324%，铜回收率由49.75% 下降至47.56%；故样品不进行磨矿，直接浮选。

3.1.2 水玻璃用量试验

根据样品粒度分析结果可知，入浮矿样-0.030 mm 粒级含量43.29%，微细颗粒含量很高，微细颗粒易进入泡沫产品，增加泡沫黏度，同时降低精矿品位。在磨矿细度-0.076 mm64.5%、Na2S 用量500 g/t、混合捕收剂用量30 g/t、2#油用量20.53 g/t 的条件下，进行0，400，800，1 200 g/t 的水玻璃用量试验。试验流程见图1，试验结果见图3。

由图3 可见，随着水玻璃用量的增加，铜品位及铜回收率均增加；但当水玻璃用量超过800 g/t 后，继续增加水玻璃用量，铜品位及铜回收率变化不明显，故选择水玻璃用量800 g/t。

3.1.3 捕收剂用量试验

在磨矿细度-0.076 mm64.5%、水玻璃用量800 g/t、Na2S 用量500 g/t、2#油用量20.53 g/t 的条件下进行捕收剂用量试验。混合捕收剂采用Z200+丁基黄药按质量比3:2配制，试验流程见图1，试验结果见图4。

由图4 可见，随着混合药剂用量的增加，混合精矿铜品位降低，回收率上升；当混合捕收剂用量为30 g/t 时，铜硫混合精矿铜品位为0.37%、回收率为52.43%；继续增加混合捕收剂用量，回收率上升趋缓，铜品位下降；故选取混合捕收剂用量为30 g/t。

3.1.4 Na2S用量试验

由铜物相分析可知，铜矿物氧化程度超过60%。对于铜的氧化矿可采用硫化浮选的方法进行浮选。 在磨矿细度-0.076 mm64.5%、水玻璃用量800 g/t、混合捕收剂用量30 g/t、2#油用量20.53 g/t 的条件下进行Na2S 用量试验。试验流程见图1，试验结果见图5。

由图5 可见，随着Na2S 用量的增加，铜硫混合精矿铜品位与回收率均升高；当Na2S 用量达600 g/t 以上时，再增加Na2S 用量铜品位与回收率开始下降；综合考虑，Na2S用量400～600 g/t时浮选指标较好。

3.1.5 浮选矿浆浓度试验

在磨矿细度-0.076 mm64.5%、水玻璃用量800 g/t、Na2S 用量500 g/t、混合捕收剂用量30 g/t、2#油用量20.53 g/t 的条件下进行浮选浓度试验，试验流程见图1，试验结果见图6。

由图6 可见，随着浮选浓度的增加，精矿铜品位降低，回收率除在浓度为16.59% 时略低外变化不大；由于试样含泥量大，适当降低浮选浓度，可获得较高的精矿品位，闭路时也可减少矿泥的积累对流程的不利影响；综合考虑，选择浮选浓度26%为宜。

3.2 铜硫分离浮选石灰用量试验

铜硫分离试验是通过在矿浆中添加石灰提高矿浆pH 值，从而达到抑硫浮铜的目的。试验分别添加石灰用量100，200，300，400 g/t，分析精矿铜品位，确定最佳石灰用量，试验流程见图7，试验结果见图8。

由图8可见，随着石灰用量增加，铜品位升高，铜回收率先升后降；当石灰用量为300 g/t 时，可获得铜品位5.13%、铜回收率74.56% 的铜精矿指标，故石灰用量300 g/t为宜。

3.3 铜硫浮选闭路试验

在条件试验及开路试验的基础上，进行铜硫浮选闭路试验，试验流程见图9，试验结果见表5。

3.4 最终产品分析结果

铜精矿、硫精矿化学多元素分析见表6、表7。

4 结论

（1）某铜尾矿中铜含量0.12%，硫

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注：Au、Ag含量单位为g/t。

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含量1.37%，矿石中伴生的铜矿物氧化较重，其中超过60% 的铜矿物为含铜氧化物；硫化物中的硫占有率为84.61%，需要回收的硫基本是存在于硫化物中的硫。

（2）经过铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—铜精选流程选别，获得了铜品位10.34%、铜回收率45.67%的铜精矿，硫品位38.22%、硫回收率75.69% 的硫精矿，该流程有效回收了该尾矿中的铜、硫资源，并取得了良好的产品指标。