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铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺研究 ① 张晓民1，2， 李 恒1，2， 李 浩3， 苏晓兰3， 范 娜3， 李 越1，2 （1.西安建筑科技大学 资源工程学院，陕西 西安 710055； 2.陕西省黄金与资源重点实验室， 陕西 西安 710055； 3.西安天宙矿业科技集团有限公司， 陕西 西安 710055） 摘 要 某铜金铁多金属矿中金、铜、硫铁矿共生关系密切，采用先硫后氧浮选铜金混合精矿、尾矿选铁的工艺流程，对有价元素进 行了综合回收，获得了金铜精矿中铜品位 17.31％、回收率 65.34％，金品位 52.40 g／ t、回收率 82.15％，铁精矿品位 64.20％、回收率 66.64％的技术指标。 并对两种精矿产品进行了元素分析，有害元素均未超标。 该工艺达到了资源综合利用和提高经济效益的目的。 关键词 铜金铁多金属矿； 浮选； 综合回收； 金； 铜； 铁精矿 中图分类号 TD981；TD982文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.06.017 文章编号 0253-6099（2018）06-0074-05 Mineral Processing Technology for Comprehensive Recovery of Polymetallic Copper-Gold-Iron Ore ZHANG Xiao-min1，2， LI Heng1，2， LI Hao3， SU Xiao-lan3， FAN Na3， LI Yue1，2 （1.School of Resources Engineering， Xi′an University of Architecture and Technology， Xi′an 710055， Shaanxi， China； 2.Shaanxi Key Laboratory of Gold and Resources， Xi′an 710055， Shaanxi， China； 3.Xi′an Tianzhou Mining Technology Group Co Ltd， Xi′an 710055， Shaanxi， China） Abstract In view of the complicated intergrowth relationship of pyrite and gold／ copper minerals in a polymetallic copper-gold-iron ore， a flowsheet， including a preferential flotation process to float sulfide ore before oxide ore to reclaim copper-gold bulk concentrate， and a reclaiming of iron minerals from the roughing tailings， was introduced for comprehensive recovery of valuable elements therein， resulting in the obtained gold-copper concentrate grading 17.31％ Cu and 52.40 g／ t Au with a copper recovery of 65. 34％ and a gold recovery of 82.15％， and the obtained iron concentrate approaching 64.20％ Fe at 66.64％ recovery. According to the chemical composition analysis， harmful elements in these two concentrates do not exceed the standard. The purposes for comprehensive utilization of resources and creation of more economic benefits can be achieved. Key words polymetallic copper-gold-iron ore； flotation； comprehensive recovery； gold； copper； iron concentrate 某铜金铁金属硫化矿物中金、铜、硫铁矿关系密 切，由于在磨矿过程中会产生较多的 Cu 2＋ ，而 Cu 2＋ 会 活化硫化铁矿物，使得铜硫分离难度加大[1-4]，这可能 导致浮选黄铜矿时夹杂一部分黄铁矿进入铜金精矿中 从而影响其品位。 且原矿全铁品位较低，这将加大综 合回收的难度。 前期的探索试验发现采用先浮选后磁选工艺流 程，铜金精矿中金和铜的回收率都在 35％左右。 调整 药剂制度后金和铜回收率提高不到 5％。 而采用先磁 选后浮选工艺流程，铁金矿中金、铜损失偏高。 主要是 因为黄铜矿和磁铁矿紧密伴生，导致磁选铁精矿时会 夹杂一部分黄铜矿。 无论采用先浮选后磁选还是先磁选后浮选的工艺 流程，选矿指标都不理想。 考虑到原矿中铜氧化物含 量占总铜的 20％以上，采用硫氧混合浮选铜金精矿、 尾矿选铁的工艺流程，获得铜金精矿的同时，还综合回 收了铁，使矿产资源得到了充分回收利用，同时为企业 带来可观的经济效益。 1 原矿性质及试验方案 1.1 原矿性质 原矿化学多元素分析结果见表 1，金物相分析结 果见表 2，铜物相分析结果见表 3，铁物相分析结果见 表 4，原矿矿物组成分析结果见表 5。 ①收稿日期 2018-06-13 基金项目 陕西省教育厅专项科研计划项目（16JS051） 作者简介 张晓民（1975-），男，山西运城人，博士，副教授，主要研究方向为矿物材料。 通讯作者 李 恒（1992-），男，陕西宝鸡人，硕士研究生，主要研究方向为矿物材料。 第 38 卷第 6 期 2018 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №6 December 2018 万方数据 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1）Ag1）CuPbZnAsSTFe 1.469.270.780.004 6 0.012 80.0670.447.98 PWMnMoNiCoSbC 0.0070.0090.090.0060.006 2 0.005 60.0972.14 TiO2Al2O3SiO2 MgOCaO Na2OK2O 0.232.1233.1525.5518.360.220.88 1） 单位为 g／ t。 表 2 原矿金物相分析结果 相名含量／ （gt -1 ）分布率／ ％ 裸露半裸露金0.6460.38 碳酸盐包裹金0.087.55 硫化物包裹金0.065.66 褐铁矿包裹金0.043.77 石英硅酸盐包裹金0.2422.64 合计1.06100.00 表 3 原矿铜物相分析结果 相名含量／ ％分布率／ ％ 原生硫化相中铜0.2941.43 次生硫化相中铜0.2637.14 自由氧化相中铜0.1217.14 结合氧化相中铜0.034.29 合计0.70100.00 表 4 原矿铁物相分析结果 相名含量／ ％分布率／ ％ 磁性铁中铁5.5071.71 硅酸铁中铁1.3717.86 碳酸铁中铁0.344.43 赤铁矿中铁0.344.43 黄铁矿中铁0.121.57 合计7.67100.00 表 5 原矿矿物组成分析结果（质量分数） ／ ％ 方解石蛇纹石透辉石绿泥石黑-金云母 131911521 白云石闪石磁铁矿硅灰石斜长石 142726 由表 1 可以看出，具有回收价值的元素为 Au、Cu、 Fe。 由表 2 可知，裸露半裸露金和硫化矿包裹金占总 金的66.04％，属于较易选金。 由表3 可知，原生硫化相 铜占总铜的 41.43％；次生硫化相铜占总铜的 37.14％，属 于较难选铜。 由表 4 可知，易选的磁性铁占全铁的 71.71％。 由表 5 可知，主要脉石矿物为碳酸盐、白云 母、蛇纹石、橄榄石、透辉石、绿帘石。 1.2 试验流程、药剂及试验方法 1.2.1 试验流程 浮选试验流程采用硫氧混合浮选经一次粗选、两 次扫选、四次精选工艺流程，获得铜金混合精矿。 浮选 尾矿经一次粗选（粗精矿再磨）、一次精选的磁选流程 获得铁精矿。 1.2.2 试验药剂及设备 浮选所用药剂主要有抑制剂水玻璃、六偏磷酸钠， 捕收剂丁基黄药、丁铵黑药，活化剂硫化钠、硫酸铵，起 泡剂 2＃油，pH 调整剂碳酸钠。 主要设备有锥形球磨机（RK／ ZQM - 240 90）， 3.0 L 单槽浮选机， RK／ FD（RK／ FD-1）型 1 L 浮选机， CTB 湿式永磁筒式磁选机。 2 试验结果与讨论 2.1 硫氧混合浮选工艺优化条件试验 2.1.1 磨矿细度试验 采用一次粗选流程，在碳酸钠用量 1 000 g／ t、六偏 磷酸钠用量 300 g／ t、丁基黄药用量 100 g／ t、丁铵黑药 用量 50 g／ t 条件下，考察了磨矿细度对浮选指标的影 响，结果如图 1 所示。 -0.074 mm粒级含量／ 17.5 15.0 12.5 10.0 7.5 5.0 2.5 80 75 70 65 60 55 5060708090 铜品位／ 金品位／g t-1 回收率／ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ ■ ● ▲ ◆ 金品位 铜品位 金回收率 铜回收率 图 1 磨矿细度试验结果 从图 1 可以看出，当磨矿细度从-0.074 mm 粒级含 量由 50％增至 90％时，铜金精矿中金品位从 16.80 g／ t 下降至 10.30 g／ t，铜品位从 6.14％下降至 3.56％。 磨矿 细度越细，泥化程度越高，恶化了浮选过程，从而导致铜 和金品位下降。 随着磨矿细度增加，金回收率从 70.39％ 上升至 77.06％，铜回收率从 55.26％上升至 57.25％。 磨 矿细度增加有助于有用矿物的单体解离，从而使得在一 定范围内金和铜回收率也随之增加。 综上所述，考虑到 磨矿成本，磨矿细度-0.074 mm 粒级占 70％为宜。 2.1.2 捕收剂种类试验 在磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 70％时，碳酸钠 用量 1 000 g／ t、六偏磷酸钠用量 300 g／ t、硫化钠用量 300 g／ t、2 号油用量 24 g／ t 条件下，考察了捕收剂种类 57第 6 期张晓民等 铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺研究 万方数据 对浮选指标的影响，结果见表 6。 表 6 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类及用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ Au1）CuAuCu 丁基黄药 150 铜金精矿4.5025.40 10.0669.3156.84 尾矿95.500.530.3630.6943.16 原矿100.001.650.80100.00100.00 丁基黄药＋丁铵黑药 100＋50 铜金精矿10.0515.205.0583.7364.54 尾矿89.950.330.3116.2735.46 原矿100.001.820.79100.00100.00 异戊黄药 150 铜金精矿7.7016.805.6075.7055.80 尾矿92.300.450.3724.3044.20 原矿100.001.710.77100.00100.00 异戊黄药＋丁铵黑药 100＋50 铜金精矿11.4512.304.0580.7260.63 尾矿88.550.380.3419.2839.37 原矿100.001.740.76100.00100.00 Y89-2 150 铜金精矿8.3515.805.3079.9958.68 尾矿91.650.360.3420.0141.32 原矿100.001.650.75100.00100.00 1） 单位为 g／ t。 由表 6 可以看出，单独使用丁基黄药时，铜金精矿 中金和铜回收率低于使用丁基黄药＋丁铵黑药组合药 剂时的指标。 单一药剂只能单一的改变其选择性或者 捕收性能，而组合用药既可以改变选择性又可以增强 捕收能力及“1＋1＞2” [5]。 综上所述，选择丁基黄药＋ 丁铵黑药（100＋50 g／ t）作为本次试验的捕收剂。 2.1.3 六偏磷酸钠用量试验 捕收剂丁基黄药＋丁铵黑药用量 100＋50 g／ t，其他 条件不变，考察了六偏磷酸钠用量对浮选指标的影响， 结果见图 2。 六偏磷酸钠用量／g t-1 25 20 15 10 5 85 80 75 70 65 60 55 0150300450600750 铜品位／ 金品位／g t-1 回收率／ ■ ● ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ◆ ◆ ◆ ◆ ◆ ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ▲ ◆ 金品位 铜品位 金回收率 铜回收率 图 2 六偏磷酸钠用量试验结果 从图 2 可以看出，六偏磷酸钠用量增加，铜金精矿 中金品位和铜品位升高。 六偏磷酸钠阴离子有吸附活 性，易吸附在石英等硅酸盐矿物表面，也易吸附在方解 石等碳酸盐矿物表面[6]，从而导致其金、铜品位上升。 而铜、金回收率降低的原因是六偏磷酸钠用量太大会 产生消泡现象，导致上浮的目标矿物还未被选出又返 回到矿浆中，从而影响选矿指标。 综上所述，六偏磷酸 钠用量不宜太大，以 300 g／ t 为宜。 2.1.4 硫化钠用量试验 六偏磷酸钠用量 300 g／ t，其他条件不变，考察了 Na2S 用量对浮选指标的影响，结果见图 3。 由图 3 可 以看出，Na2S 用量增加，铜金精矿中铜回收率增加，但 金回收率先升高后降低。 少量的硫化钠调节矿浆电 位，使硫化矿表面适度氧化，提高硫化矿的天然疏水 性。 而用量增大导致 HS-和 ROCSS-在矿物表面发生 竞争吸附[7]。 但 Na2S 对于氧化铜来说是有效的硫化 剂，同时可以消除次生硫化铜的危害[8-9]。 Na2S 用量 少，不足以使矿物得到充分活化，Na2S 用量一旦过量， 不仅起不到硫化活化的作用，反而会产生抑制作 用[8]。 Na2S 用量以 300 g／ t 为宜。 硫化钠用量／g t-1 70 60 50 40 30 20 10 0 85 80 75 70 65 60 55 0100200300400600500 铜品位／ 金品位／g t-1 回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ●●● ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ◆ ◆ ◆◆ ◆ ■ ● ▲ ◆ 金品位 铜品位 金回收率 铜回收率 图 3 硫化钠用量试验结果 2.2 磁选工艺优化试验研究 2.2.1 粗选磁场强度试验 对浮选尾矿（-0.074 mm 粒级占 71.2％）进行了磁 选试验，采用一段磁选工艺，磁场强度对磁选指标的影 响见图 4。 磁场强度／kA m-1 54 53 52 51 50 49 71.0 70.5 70.0 69.5 69.0 72808896 铁品位／ 铁回收率／ ■ ◆ ■ ◆ ■ ◆ ■ ◆ 铁品位 铁回收率 图 4 磁场强度变化试验结果 从图 4 可以看出，磁场强度增加，铁品位下降，而 产率和回收率逐渐增大。 因此，粗选磁场强度选择 95 kA／ m 为宜。 67矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 2.2.2 粗精矿再磨细度试验 在粗选磁场强度为 95 kA／ m 条件下，对磁选粗精 矿进行再磨再选试验，精选磁场强度为 63 kA／ m，磁选 粗精矿再磨磨矿细度试验结果见表 7。 表 7 磁选粗精矿再磨磨矿细度试验结果 -0.074 mm 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ TFe 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 铁精矿9.8858.7568.44 不再磨 尾矿 188.182.8529.63 尾矿 21.948.401.93 磁选粗精矿100.008.48100.00 铁精矿9.0861.8065.12 75.2 尾矿 189.103.2033.08 尾矿 21.828.501.80 磁选粗精矿100.008.62100.00 铁精矿9.1962.6065.92 81.4 尾矿 188.933.1832.40 尾矿 21.887.801.68 磁选粗精矿100.008.73100.00 铁精矿9.1964.0066.43 86.5 尾矿 188.113.1531.34 尾矿 22.707.302.23 磁选粗精矿100.008.85100.00 铁精矿9.2064.2566.71 88.5 尾矿 188.703.0830.83 尾矿 22.1010.402.46 磁选粗精矿100.008.86100.00 铁精矿9.2563.7567.33 90.0 尾矿 188.673.0230.58 尾矿 22.088.802.09 磁选粗精矿100.008.76100.00 从表 7 看出，磁选粗精矿再磨后铁精矿品位明显 高于不再磨，粗精矿再磨有助于有用矿物单体解离，从 而提高铁精矿品位。 当磨矿细度增大时，铁精矿品位 和回收率均呈现出先升高后降低的趋势，可见过磨会 影响磁选效果，最终确定再磨磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 88.5％。 2.3 浮选-磁选联合流程试验 闭路试验是在不连续的设备上模拟现场连续工 作，主要考察中矿返回对浮选指标的影响。 浮选-磁选 联合流程综合条件试验工艺流程见图 5，结果如表 8 所示。 由表 8 可以看出，经一粗二扫四精浮选，浮选尾 矿经一次粗选（粗精矿再磨）、一次精选选铁可以得到 铜金精矿含铜 17. 31％、铜回收率 65. 34％，金品位 52.40 g／ t、金回收率 82.15％，铁精矿含铁 64.20％、铁 回收率 66.64％的技术指标。 采用硫氧混合浮选铜金 精矿、尾矿再选铁的工艺流程，达到了对铜金铁多金属 矿综合回收的目的。 粗 选 4.5 min 4 min2 min 1.33 min 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占70 扫选 1精选 1 扫选 2 Na2CO3 六偏磷酸钠 Na2SNH42SO4 丁基黄药丁按黑药 1000 300 300300 12040 3 min 4 min 5 min 3 min 六偏磷酸钠 Na2SNH42SO4 丁基黄药丁按黑药 200 100100 2010 3 min 3 min 2 min 3 min 3 min 六偏磷酸钠 Na2SNH42SO4 丁基黄药 100 5050 10 3 min 3 min 2 min 再磨 -0.074 mm占88.5 95 kA/m 磁 粗选 63 kA/m 铁精矿磁选尾矿 磁 精选 3 min 精选 2 丁基黄药丁按黑药 105 丁基黄药丁按黑药 55 2.5 min 精选 3 铜金精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 中矿5 中矿6 2 min 精选 4 图 5 浮选-磁选联合流程 表 8 浮选-磁选联合流程试验结果 作业 名称 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ Au1）CuFeAuCuFe 铜金精矿2.6552.4017.3182.1565.34 浮选浮选尾矿97.350.310.2517.8534.66 原矿100.001.690.70100.00100.00 铁精矿9.390.350.0864.201.991.0766.64 磁选磁选尾矿87.962.9328.49 磁选原矿97.359.0595.12 1） 单位为 g／ t。 2.4 产品检查 铜金精矿化学多元素分析结果见表 9。 从表 9 可 以看出，最终铜金精矿产品中，有益元素 Au、Cu 富集 效果较明显。 Ag 也有一定程度富集，但未能达到销售 品位；有害元素 Pb、Zn、As 均未超标。 表 9 铜金精矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1）Ag1）CuPbZnAsS 52.40143.0017.310.0250.110.0213.72 TFePSiO2MgONa2OK2O 16.650.0119.2610.880.0510.18 1） 单位为 g／ t。 磁选铁精矿化学多元素分析结果见表 10。 从表 10 可以看出，有害元素 S、P、SiO2均未超标。 77第 6 期张晓民等 铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺研究 万方数据 表 10 磁选铁精矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1）Ag1）CuPbZnAsS 0.358.010.0820.0560.0350.0110.13 TFePSiO2MgONa2OK2O 16.650.0212.504.960.0190.058 1） 单位为 g／ t。 磁选尾矿铜物相分析结果见表 11。 表 11 结果说 明，损失于尾矿中的铜主要为自由氧化铜及次生硫化 铜，这是尾矿铜品位偏高的主要原因。 表 11 磁选尾矿铜物相分析结果 相名含量／ ％分布率／ ％ 原生硫化铜0.0416.00 次生硫化铜0.0832.00 自由氧化铜0.1040.00 结合氧化铜0.0312.00 合计0.25100.00 3 结 论 1） 化学多元素分析结果表明，该矿样中具有回收 价值的元素为 Au、Cu、Fe。 2） 原矿经一次粗选、两次扫选、四次精选的浮选工 艺流程，获得的铜金混合精矿中含铜 17.31％、铜回收率 65.34％，金品位 52.40 g／ t、金回收率 82.15％。 3） 浮选尾矿采用弱磁选工艺经一次粗选（粗精矿 再磨）、一次精选获得铁精矿含铁 64.20％、铁回收率 66.64％的技术指标。 4） 试验采用的硫氧混合浮选-磁选工艺流程方 案，获得的选别指标较理想，达到了多金属综合回收的 目的，同时为企业增加了经济效益。 参考文献 [1] 李佳磊，宋凯伟，刘殿文，等. 闪锌矿浮选的活化与去活化研究进 展[J]. 过程工程学报， 2018，18（1）11-19. 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