某含铜黄铁矿中铜的回收试验研究

李 广，刘志超，强录德

(核工业北京化工冶金研究院，北京 101149)

某含铜黄铁矿中铜的回收试验研究

李 广，刘志超，强录德

(核工业北京化工冶金研究院，北京 101149)

针对某含铜黄铁矿矿石进行了浮选回收铜的工艺研究，通过研究，制定了一套铜硫分离流程，采用组合抑制剂，较好地抑制了黄铁矿，经实验室小型试验，采用一粗二精二扫浮选流程可得到铜回收率90.82%，浮选精矿铜品位20.31%的良好指标。

含铜黄铁矿；浮选；高硫；铜硫分离

新疆某黄铁矿中含有一定量的铜矿物，铜品位超过了工业品位，有较高的回收价值，但是由于黄铁矿含量高，且矿石中的黄铁矿可浮性很好，在选铜时易进入铜精矿，难以得到高品位铜精矿。现在普遍采用抑硫浮铜方法进行铜硫分离，本次研究拟通过实验室小型试验，研究确定黄铁矿的高效抑制剂，较好地抑制黄铁矿，选择性浮选铜矿物，制定一套铜硫分离流程，得到较好的选铜技术指标。

1 原矿性质

1.1 岩矿鉴定

该矿床矿石具中粗粒半自形结构，块状、片状构造。本次研究所用矿样有一定程度的氧化，有用矿物以黄铁矿为主，其次为黄铜矿、闪锌矿，含少量斑铜矿、辉铜矿，另含微量金、银，金、银主要赋存在黄铜矿中，少量存在于闪锌矿和黄铁矿裂隙中，脉石矿物较少，主要是少量石英、绢云母和绿泥石。黄铁矿粒度粗大，一般粒径0.05～5mm，黄铜矿嵌布于黄铁矿粒间或被黄铁矿包裹，粒度0.03～0.8mm。

1.2 矿石多元素分析

矿石多元素分析结果见表1。

表1 原矿多元素分析结果/%

*注：Au、Ag品位为g/t。

从表1可以看出，矿石中主要有用元素有铜、铅、锌、硫、金、银等。其中铜品位较高，为主要回收元素；铅品位很低，无回收价值；锌品位虽然不高，但是浮选过程中可能进入铜精矿引起铜精矿有害成分超标；金银可进入铜精矿，销售时作为计价元素；选铜尾矿中硫品位应高于原矿品位，是高品位硫精矿，可直接出售，实际生产中品位低时可通过浮选得到高品位硫精矿。

1.3 铜的物相分析

铜的物相分析见表2。

1.4 原矿筛析及解离度测定

原矿磨至-0.076mm占 60%后筛析，结果见表3。

通过表3原矿筛析结果可以看出，细粒级中铜品位较粗粒级铜品位高，磨矿细度-0.076mm占60%时铜矿物单体解离度已较高。

2 选铜试验研究

通过探索试验了解到，只添加石灰或H202中的一种抑制剂不能有效地抑制黄铁矿，须添加两种抑制剂共同作用才能将黄铁矿较好地抑制下去。每次取矿样1000g，加水1000mL，抑制剂H202加入磨机进行磨矿，石灰、捕收剂加入浮选机，起泡剂2#油用量50g/t，在3L单槽浮选机中进行浮选。按顺序依次研究确定了磨矿细度、捕收剂种类和用量以及抑制剂用量等条件。

2.1 磨矿细度对铜浮选影响研究

合适的磨矿细度对浮选的影响作用显著，目的矿物颗粒过粗或者过细都会导致浮选技术指标变差，本试验研究了不同磨矿细度时铜矿物的浮选性能，工艺流程见图1，试验结果见图2。

表2 铜物相分析结果/%

表3 原矿铜筛析结果/%

图1 浮铜条件试验流程

由图2可以看出，随着磨矿细度的增加，浮选精矿产率增加，铜回收率增加，精矿铜品位下降。综合考虑精矿品位、回收率以及磨矿条件，选择磨矿细度-0.076mm占69%。

2.2 捕收剂种类对铜浮选影响研究

不同的捕收剂对铜矿物及脉石矿物的浮选捕收能力不同，本试验研究了不同捕收剂种类对铜矿物的浮选性能，工艺流程见图1，试验结果见图3。

图2 磨矿细度对浮选指标的影响

图3 捕收剂种类对比试验结果

由图3可以看出，不同的捕收剂有不同的浮选效果，有的捕收能力强，但是选择性差，黄铁矿也与铜矿物一起浮起，造成铜精矿品位低，综合考虑精矿品位和回收率，捕收剂选择H105，既可得到高品位精矿，又可得到较高的回收率。

2.3 捕收剂用量对铜浮选影响研究

选定好磨矿细度和捕收剂种类后，又进行了不同捕收剂用量的对比试验，以考查不同捕收剂用量的浮选效果。工艺流程见图1，试验结果见图4。

由图4可以看出，随着捕收剂H105用量的增加，精矿产率增加，回收率增加，而精矿品位下降，说明捕收剂用量大时可引起黄铁矿上浮。综合考虑，选择H105最佳用量为100 g/t。

2.4 抑制剂H202用量对铜浮选影响研究

高黄铁矿含量时铜浮选过程中抑制剂的用量很关键，用量小时不能较好地抑制黄铁矿，用量大时一则浪费药剂，二则可能造成铜矿物的损失。在前面试验的基础上，进行了不同抑制剂H202用量的对比试验，以考查不同抑制剂用量时铜的浮选效果。工艺流程见图1，试验结果见图5。

由图5可以看出，随着抑制剂H202用量的增加，铜精矿产率减小，精矿品位升高，而铜回收率下降，综合考虑，选择H202最佳用量为4kg/t。

2.5 石灰用量对铜浮选影响研究

研究过程中发现石灰的添加对铜精矿品位的提高有较大影响，只添加抑制剂H202时，不易得到高品位铜精矿，须同时添加石灰，共同对黄铁矿进行抑制才能取得较好的抑制效果。又进行了不同石灰用量的对比试验，以考查不同石灰用量时铜的浮选效果。工艺流程见图1，试验结果见图6。

图4 捕收剂用量试验结果

图5 抑制剂用量试验结果

图6 石灰用量对比试验结果

由图6可以看出，随着石灰用量的增加，铜精矿品位升高，而回收率下降，综合考虑，选择石灰最佳用量为1.5kg/t，既可得到高品位精矿，又可得到较高的回收率。

2.6 浮锌试验

矿石中锌品位虽然不高，但是浮选过程中如进入铜精矿会成为有害组分，且如能回收也可增加经济效益。在前面试验的基础上，进行了抑锌浮铜然后浮锌的试验，以考查锌的浮选效果。工艺参数及流程见图7，试验结果见表4。

图7 浮锌试验流程

表4 浮锌试验结果1/%

从表4可以看出，65.78%的锌进入铜精矿，说明锌矿物的抑制效果不好，分析原因是由于矿石有一定程度的氧化，锌矿物易被可溶性铜盐活化，难以抑制。磨矿不加石灰时，矿浆pH在5.5左右，呈酸性，可能有铜的硫酸盐存在。

尝试先用氨水洗去可溶性铜盐，再用硫酸锌抑制锌矿物浮铜，浮铜尾矿再用硫酸铜活化锌矿物后浮选锌，考查锌的浮选效果。取矿样1000g，加水1000mL，氨水1000mL，搅拌2h过滤，滤液呈蓝色，说明有铜氨络离子生成。滤渣磨矿，磨矿细度-0.076mm占69%。工艺参数及磨浮流程同图7，试验结果见表5。

表5 浮锌试验结果2/%

对比表5和表4，可以看出，铜精矿中锌品位和回收率均有所下降，锌精矿中锌品位升高，说明氨水洗铜有些效果，但是仍未达到预期的指标，且氨水用量大，不经济，故暂不考虑抑制锌。

2.7 闭路浮铜试验

通过以上浮选条件试验结果，综合考虑精矿品位和回收率，选择确定磨矿细度-0.074mm占69%、H105作铜矿物捕收剂，最佳用量为100g/t、抑制剂H202最佳用量4kg/t、石灰最佳用量为1.5kg/t。

为得到最终铜浮选指标，在条件试验的基础上，进行了闭路浮选试验，采用一粗二精二扫流程，试验条件及流程见图8。试验结果：精矿产率8.87%，精矿铜品位20.31%，铜回收率90.82%，铜精矿含金1.4g/t，含银126g/t，金、银回收率超过65%。铜精矿含锌4.6%，产品质量合格。

图8 闭路浮铜试验流程

经过浮选铜以后，尾矿中主要矿物为黄铁矿，硫品位达39.69%，可以直接作为硫精矿出售，为提高硫精矿产品质量，用丁黄药作黄铁矿捕收剂，用量200g/t。经浮选可得到硫品位为43.05%的硫精矿，作业产率91.16%，作业回收率98.88%。

3 结语

1)针对含铜黄铁矿研究确定了黄铁矿的高效抑制剂，较好地抑制了黄铁矿，选用选择性浮铜捕收剂，通过一粗二精二扫铜硫分离流程，得到了铜精矿品位20.31%，回收率90.82%的铜精矿，取得了较好的选铜技术指标。

2)矿石中的黄铁矿易浮游难抑制，采用H202与石灰共同抑制可起到较好的抑制效果。黄铁矿选铜后用丁黄药可较好地浮选回收。

3)矿石中的锌由于品位低，且被氧化铜活化，暂不能有效与铜分离，铜精矿中锌含量在2级铜精矿标准规定范围内。

4)选铜后的尾矿即可作为硫精矿出售，生产中如遇硫品位低时，可用丁黄药浮选提高硫品位。

5)金、银与铜矿物关系密切，铜精矿中金回收率65.36%，银回收率达到69.85%。

[1] 罗惠华，孙家寿，严振华．抑制黄铁矿实现铜硫分离的探讨[J]．矿产保护与利用，1999(6)：30-32．

[2] 余新阳，周源．铜硫分离中无机抑制剂的研究[J]．矿冶工程，2005，25(4)：33-35．

[3] 刘万峰，陈金中，李成必，等．某铜硫矿选矿工艺研究[J]．有色金属：选矿部分，2007(4)：1-5．

[4] 余新阳，周源，钟宏．低碱度铜硫分离抑制剂及抑制机理的研究[J]．金属矿山，2008(9)：65-67．

[5] 王衍．高硫铜矿石分步优先浮选中矿再磨再选工艺研究及探讨[J]．有色金属：选矿部分，2003(5)：10-14．

Experimental study of copper minerals flotation from copper-bearing pyrite

LI Guang，LIU Zhi-chao，QIANG Lu-de

(Beijing Research Institute of Chemical Engineering and Metallurgy，China Natinal Nuclear Corporation，Beijing 101149,China)

Conditions of copper minerals flotation from copper-bearing pyrite is studied.A set of copper-sulfur separation process was developed.Using combined depressants the pyrite is effectively inhibited.Good indexes of flotation can be obtained in laboratory tests by one-roughing，two-cleaning and two scavenging flotation flowsheet.The grade of copper concentrate is 20.31% and copper recovery rate is 90.82%.

copper-bearing pyrite；flotation；high sulphur content；copper-sulfur separation

2014-06-25

李广(1973-)，男，河北保定人，高级工程师，研究方向为有色、贵金属及黑色金属选矿。E-mail：hmlghappy@163.com。

TD92;TD952

A

1004-4051(2015)05-0125-04