铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究.pdf

铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究 ① 程建国， 廖 乾， 周 韫， 李淮湘， 解振朝 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 铁多金属矿含铁 ４７．７９％、含铜 ０．０６６％、含硫 ２．０５％，通过“弱磁粗选⁃再磨⁃浮选脱硫⁃弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮⁃脱泥脱 药⁃再磨⁃铜硫分离”流程回收铜和硫，在一段磨矿－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ５０％，铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨－０．０７５ ｍｍ 粒级含量均为 ８０％条 件下，可获得铁精矿铁品位 ６６．６３％、含硫 ０．０６９％、含铜 ０．００７２％、铁回收率为 ９２．４１％，铜精矿铜品位 ２０．２５％、含铁 ２６．８４％、含硫 ２７􀆱 ８０％、铜回收率为 ５２．１６％，硫精矿含硫 ４４．００％、含铁 ４３．０４％、含铜 ０．１５％、硫回收率为 ７８．７２％，实现了铁、铜和硫的综合回收。 关键词 铁多金属矿； 铁铜硫； 浮选； 磁选； 粗精矿再磨 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０６．００９ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０６－００３３－０５ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｆｅ⁃Ｃｕ⁃Ｓ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ｆｒｏｍ Ｆｅ⁃ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ Ｄｅｐｏｓｉｔ ＣＨＥＮＧ Ｊｉａｎ⁃ｇｕｏ， ＬＩＡＯ Ｑｉａｎ， ＺＨＯＵ Ｙｕｎ， ＬＩ Ｈｕａｉ⁃ｘｉａｎｇ， ＸＩＥ Ｚｈｅｎ⁃ｃｈａｏ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｆｏｒ ａ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ ｇｒａｄｉｎｇ ４７．７９％ Ｆｅ， ０．０６６％ Ｃｕ ａｎｄ ２．０５％ Ｓ， ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｓｅｑｕｅｎｔｉａｌｌｙ ｏｆ ｌｏｗ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （ＬＩＭＳ） ｆｏｒ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ， ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ ａｎｄ ＬＩＭＳ ｆｏｒ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒ ｉｒｏｎ， ｆｏｌｌｏｗｅｄ ｂｙ ａｎｏｔｈｅｒ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ Ｃｕ／ Ｓ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｄｅｓｌｉｍｉｎｇ⁃ｄｅｒｅａｇｅｎｔ， ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ａｎｄ Ｃｕ／ Ｓ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ． Ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ －０．０７５ ｍｍ ５０％ ｆｏｒ ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ａｎｄ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ｏｆ ｉｒｏｎ ａｎｄ Ｃｕ⁃Ｓ ｒｏｕｇｈ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ａｔ ｔｈｅ ｓｉｚｅ ｏｆ －０．０７５ ｍｍ ８０％， ａｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ６６．６３％ Ｆｅ， ０．００７２％ Ｃｕ ａｎｄ ０．０６９％ Ｓ ｗｉｔｈ ａ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ９２．４１％ Ｆｅ， ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ２０．２５％ Ｃｕ， ２６．８４％ Ｆｅ ａｎｄ ２７．８０％ Ｓ ｗｉｔｈ ａ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ５２．１６％ Ｃｕ， ａｓ ｗｅｌｌ ａｓ ａ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ４４．００％ Ｓ， ４３．０４％ Ｆｅ ａｎｄ ０．１５％ Ｃｕ ｗｉｔｈ ａ Ｓ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ７８．７２％ ｗｅｒｅ ｐｒｅｐａｒｅｄ． Ｔｈｅｒｅｗｉｔｈ， ｉｒｏｎ， ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｓｕｌｆｕｒ ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ｉｎ ｔｈｉｓ Ｆｅ⁃ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ ｃａｎ ｂｅ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ Ｆｅ⁃ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ； Ｆｅ⁃Ｃｕ⁃Ｓ ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ｏｆ ｒｏｕｇｈ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ 我国矿产资源共（伴）生组分多，潜在价值较大， 开发利用价值大，开发难度亦较大。 我国铁矿资源矿 石类型复杂，难选矿和多组分共（伴）生铁矿储量所占 比重大，最主要的有钒、钛、铌、铜、钴、硫和稀土等，具 有较高的利用价值。 目前我国由于选冶技术水平低， 多组分铁矿资源综合利用程度不高。 随着科学技术水 平的提高，这些共（伴）生组分将得到充分的综合回收 利用。 本文针对某铁多金属矿资源，通过一系列的试 验研究，得到了良好的选矿指标，实现铁、铜与硫的综 合回收，提高了矿石的经济价值。 １ 矿石性质 矿石含铁 ４７．７９％、含铜 ０．０６６％、含硫 ２．０５％，属 低磷高硫碱性含铜的原生磁铁矿矿石。 肉眼下大多显 灰黑色，多呈浸染状产出，部分具块状构造或浸染状构 造。 镜下鉴定、Ｘ 射线衍射分析和扫描电镜分析结果 表明，磁铁矿是主要的铁矿物，偶见少量假象赤铁矿和 褐铁矿；黄铁矿是主要的金属硫化物，次为白铁矿、黄 铜矿、斑铜矿和铜蓝；含量较高的脉石矿物为方解石、 铁白云石、黑云母和绿泥石，其次为石英、玉髓和蛇纹 石，其它微量矿物包括磷灰石、金红石、榍石、黝帘石和 锆石等。 原矿化学多元素分析结果见表 １，铁和铜化 学物相分析结果见表 ２。 其中 ＴＦｅ／ ＦｅＯ 比为 ２．５８，碱 性系数为 １．３６。 在显微镜下对矿石中磁铁矿、黄铁矿和铜矿物 （包括黄铜矿、斑铜矿和铜蓝）的嵌布粒度统计结果表 明，矿石中磁铁矿、黄铁矿和铜矿物均属较典型中细粒 不均匀嵌布的范畴，其中黄铁矿的粒度最粗，磁铁矿次 ①收稿日期 ２０１４－０６－１３ 作者简介 程建国（１９５９－），男，河北邯郸人，高级工程师，硕士，主要从事矿物加工和环境保护技术研究工作。 第 ３４ 卷第 ６ 期 ２０１４ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１４ 表 １ 原矿主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＦｅ２Ｏ３ＣｕＺｎＰｂ ＳｉＯ２ＴｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯ ４７．７９１８．４９４７．７８０．０６６０．０２３ ０．００１０８．１６０．０９３１．６３７．９１ ＭｇＯＭｎＯＮａ２ＯＫ２ＯＰＡｓＳＣＯ２Ａｕ１）Ａｇ１） ５．４００．０９００．１６０．１９０．０２８ ０．００６３２．０５７．３３０．２３１．６ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 矿石中铁和铜的化学物相分析结果 铁相 含量 ／ ％ 分布率 ／ ％ 铜相 含量 ／ ％ 分布率 ／ ％ 磁铁矿４１．７６８７．３８原生硫化铜０．０１８２７．２７ 假象赤铁矿０．８５１．７８次生硫化铜０．０３０４５．４５ 赤（褐）铁矿０．４５０．９４自由氧化铜０．００７１０．６１ 碳酸盐１．０２２．１３结合氧化铜０．０１１１６．６７ 硫化物１．４６３．０６合 计０．０６６１００．００ 硅酸盐２．２５４．７１ 合计４７．７９１００．００ 之。 黄铁矿与磁铁矿之间的接触界线较为平直规则， 磨矿后绝大部分将呈单体产出。 单纯从嵌布粒度来 看，欲使 ９０％以上的磁铁矿呈单体产出，处理区内矿 石时以选择－０．１５ ｍｍ 的磨矿细度（－０．０７５ ｍｍ 粒级约 占 ７５％）较为适宜，此时 ９８％左右的黄铁矿和 ７５％左 右的黄铜矿将可获得解离。 ２ 试验方案选择 试验矿样中，铁的赋存状态较为简单，磁铁矿中铁 所占比例达 ８７．３８％，加上呈假象赤铁矿产出的铁，合 计分布率为 ８９．１６％，采用弱磁选回收磁铁矿是最简单 有效的方法。 铜主要以原生硫化铜和次生硫化铜两种 形式产出，分布率分别为 ２７．２７％和 ４５．４５％，而硫主要 以黄铁矿形式产出，铜、硫的回收可采用浮选法。 回收 矿石中的铁、铜和硫的原则流程有先浮后磁工艺和先 磁后浮工艺［１－７］。 该铁多金属矿山为地下开采，地面受场地限制，没 有尾矿坝，选矿尾矿必须全部充填于井下，而全尾充填 工艺具有尾矿粒度越细成本越高的特点。 因此，在选 择选矿工艺时，应尽可能考虑粗粒抛尾。 此外，当粒级 为＋０．２１ ｍｍ 时，磁铁矿正累计分布率为 ８７．８２％，黄铜 矿为 ５９．９６％，而黄铁矿达 ９６．２９％。 也就是说，在粗磨 条件下有利于实现铁、铜和硫预先富集。 在综合考虑 以铁为主、全尾砂充填、现场实际的情况下，最终选择 先磁后浮原则流程进行系统试验。 因混合浮选可以有 效回收矿石中的铜、硫矿物［８－９］，铜和硫的浮选回收采 用混合浮选再分离原则工艺。 ３ 试验结果及讨论 ３．１ 磁选选铁 采用球磨机磨矿，一段磨矿细度－０．０７５ ｍｍ 粒级 占 ５０％，使用电磁式弱磁选机，考察磁场强度对一段 磁选指标的影响，试验结果见图 １。 图 １ 一段磁选磁场强度试验结果 图 １ 结果表明，随着磁场强度提高，粗精矿铁品位 基本保持不变（６２．２％～６３．０％），而铁回收率均随着磁场 强度增加而提高（９３．７％～９４．９％）。 铁粗精矿铜品位为 ０．０３０％～０．０３３％，铜回收率为 ３０．３５％～３５．０３％，硫品位 为 ０．６１％～０．７８％，硫回收率为 １９．３０％～２５．５９％。 为确 保铁回收率，综合考虑粗精矿中铜和硫的品位及回收 率，确定一段磁选的磁场强度为 ０．２ Ｔ。 对于一段弱磁粗选得到的铁粗精矿（磁场强度 ０􀆱 ２ Ｔ），其铁品位约为 ６２％，但含硫较高，为 ０．７８％。 对铁粗精矿进行粒度筛析，－０．０７５ ｍｍ 粒级含量占 ４８􀆱 ９５％。 显然，无论是从提高铁品位、降低硫含量，或 者是提高铜、硫总回收率方面考虑，铁粗精矿都必须经 过再磨再选。 导致铁粗精矿含硫较高的主要原因是粒 度较粗，铁矿物与含硫矿物未能充分解离。 若能通过 再磨⁃磁选流程获得合格铁精矿，流程将大为简化。 为 此，在一段磨矿细度－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ５０％时，进行了 不同再磨细度条件下一粗一精弱磁选铁试验，粗选与 精选磁场强度均为 ０．１６ Ｔ。 在再磨细度－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ８０％时，铁精矿含 铁 ６５． ３９％、 含 硫 ０． ３７％， 铁 和 硫 回 收 率 分 别 为 ９２􀆱 ６３％、１１．４４％；当再磨细度－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ９０％ 时，铁精矿含铁 ６６．４０％、含硫 ０．３１％，铁和硫回收率分 别为９２．１９％、９．５３％。 随着再磨细度提高，铁精矿铁品 位提高，含硫降低，但即使在再磨细度－０．０７５ ｍｍ 粒级 占 ９０％条件下，铁精矿含硫仍高达 ０．３１％，无法满足含 硫小于 ０．２％的要求。 ３．２ 铁粗精矿浮选脱硫 ３．２．１ 铁粗精矿浮选脱硫再磨细度试验 为降低铁 粗精矿的硫含量，必须对铁粗精矿进行浮选脱硫以提 高铁精矿质量［１０－１１］。 在不同再磨细度条件下，进行了 铜硫混浮、浮选尾矿选铁试验。 浮选条件ＭＡＣ－１２ 与 乙黄药用量分别为 ２０ ｇ／ ｔ、２８ ｇ／ ｔ，ＭＩＢＣ ２０ ｇ／ ｔ。 浮选 尾矿选铁磁场强度为 ０．１６ Ｔ。 试验结果见表 ３。 表 ３ ４３矿 冶 工 程第 ３４ 卷 结果表明，随着再磨细度提高，铁精矿品位随之提高， 回收率略有下降，铁精矿中铜硫含量明显降低，可见提 高磨矿细度有助于各个有用矿物的分离。 当磨矿细度 为－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ８０％时，精矿铁品位为 ６６．４８％， 作业回收率为 ９７．３８％，含铜 ０．００５４％，含硫 ０．１４％，再 提高磨矿细度已没有必要。 故确定铁粗精矿再磨细度 为－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ８０％。 表 ３ 铁粗精矿不同再磨细度脱硫⁃磁选试验结果 －０．０７５ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 作业产率 ／ ％ 品位／ ％作业回收率／ ％ ＦｅＣｕＳＦｅＣｕＳ ７０ 铁精矿９３．６８６５．１７ ０．００６８ ０．２５９７．８２ ２２．２５３０．７ 铜硫精矿１．４７４４．５６１．３０３３．４８１．０５６６．７４ ６４．５３ ７５ 铁精矿９２．８１６５．８９ ０．００６１ ０．１９９７．５７ １９．９２２３．８ 铜硫精矿１．５９４３．２５１．２３３３．０２１．１６８．８４ ７０．８４ ８０ 铁精矿９２．０８６６．４８ ０．００５４ ０．１４９７．３８ １６．７４ １７．４７ 铜硫精矿１．７４４０．８７１．２４３２．３８１．１３７２．６５ ７６．３１ ８５ 铁精矿９１．９７６６．５１ ０．００５１ ０．１１９７．３４１５．３１３．７７ 铜硫精矿１．８１４０．７９１．２７３２．３１１．１７７４．９７ ７９．５５ ３．２．２ 铁粗精矿浮选脱硫捕收剂用量试验 为使最终 铁精矿含硫小于 ０．２％，同时最大限度回收铜硫，对再磨 后的铁粗精矿进行了浮选脱除铜硫的捕收剂用量试验。 再磨细度－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ８０％，选择 ＭＡＣ－１２＋乙黄 药组合药剂作为捕收剂，ＭＩＢＣ 用量 ２０ ｇ／ ｔ，进行铁粗精 矿浮选脱硫一次粗选试验，试验结果见表 ４。 表 ４ 铁粗精矿脱硫捕收剂试验结果 捕收剂名称及用量 ／ （ｇｔ －１ ） 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＳＣｕＳ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ １４ １．３５３３．７５６７．２１７２．８２ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ ２８ １．２９３３．３４７１．７６７６．０７ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ ４２ １．２６３２．９５７２．０８７８．３３ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ １４ １．３２３３．５４７１．４６７３．１９ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ３０ ２８ １．２７３３．３１７１．８３７９．３３ 从表 ４ 结果可以看出，固定 ＭＡＣ－１２ 用量 ２０ ｇ／ ｔ， 随着乙黄药用量增加，铜硫精矿中铜硫含量下降，铜与 硫回收率增加；固定乙黄药用量 ２８ ｇ／ ｔ，随着 ＭＡＣ－１２ 用量增加，铜硫精矿中铜硫含量也下降，铜与硫回收率 也增 加。 综 合 考 虑 选 别 指 标 与 药 剂 成 本， 确 定 ＭＡＣ－１２＋乙黄药用量为 ２０＋２８ ｇ／ ｔ。 ３．３ 铜硫混浮 ３．３．１ 铜硫混浮粗选 ｐＨ 值调整剂试验 针对一段弱 磁选铁尾矿，采用 Ｈ２ＳＯ４或 ＣａＯ 作为铜硫混浮 ｐＨ 值 调整剂进行试验。 粗选条件ＭＡＣ－１２ ２０ ｇ／ ｔ，乙黄药 ２５ ｇ／ ｔ，ＭＩＢＣ １０ ｇ／ ｔ。 试验结果见表 ５。 从表 ５ 结果可 知，随着 ｐＨ 值增加，铜品位下降，回收率提高；硫品位 下降，回收率先增后降。 当 ｐＨ＝８．５（即 ＣａＯ 用量为 ２００ ｇ／ ｔ）时，铜硫回收率均较高。 确定混合粗选 ＣａＯ 用量 为 ２００ ｇ／ ｔ。 表 ５ 铜硫混浮粗选 ｐＨ 调整剂试验结果 ｐＨ 值 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＳＣｕＳ ５．５０．６３２６．７０６９．５５８１．８８ ７０．５７２５．６０６５．２６８２．８８ ８．５０．５１２１．７５７４．５１９１．１２ ９．５０．５３２０．２０７５．３８８５．３７ ３．３．２ 铜硫混浮捕收剂试验 采用乙黄药与 ＭＡＣ－１２ 作为铜硫混浮的捕收剂，ＭＩＢＣ 用量 １０ ｇ／ ｔ，进行铜硫 混浮一次粗选试验，试验结果见表 ６。 从表 ６ 结果可 以看出，固定 ＭＡＣ－１２ 用量 ２０ ｇ／ ｔ，随着乙黄药用量增 加，铜硫粗精矿中铜硫含量下降，铜与硫回收率增加； 固定乙黄药用量 ２５ ｇ／ ｔ，随着 ＭＡＣ－１２ 用量增加，铜硫 粗精矿中铜硫含量也下降，铜与硫回收率也增加。 综 合考虑选别指标与药剂成本，确定 ＭＡＣ－１２＋乙黄药用 量为 ２０＋２５ ｇ／ ｔ。 表 ６ 铜硫混浮粗选捕收剂试验结果 捕收剂名称及用量 ／ （ｇｔ －１ ） 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＳＣｕＳ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ １５ ０．５８２２．５７３．１９８４．６３ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ ２５ ０．５２２１．７５７３．５８９１．０８ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ２０ ３５ ０．５０２０．８７４．３５９１．２９ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 １０ ２５ ０．６１２４．６７２．８６８８．５９ ＭＡＣ－１２ 乙黄药 ３０ ２５ ０．５１２１．１７４．８３９０．６５ ３．４ 铜硫分离 ３．４．１ 铜硫粗精矿再磨细度试验 为了实现铜硫有 效分离，对铜硫混合粗精矿，先进行两次空白精选，然 后再进行再磨和铜硫分离，再磨起始细度为铜硫粗精 矿未再磨时的细度。 浮选条件活性炭 １５０ ｇ／ ｔ，氧化 钙 ２５０ ｇ／ ｔ，ＭＡＣ－１２ １５ ｇ／ ｔ。 试验结果见图 ２。 从图 ２ 可以看出，随着再磨细度增加，铜精矿品位略有下降， 而回收率逐渐增加，但当磨矿细度达到－０．０７５ ｍｍ 粒 级占 ９０％以上时，铜回收率反而下降。 当再磨细度为 －０．０７５ ｍｍ 粒级占８０％时，可获得产率９􀆱 ８９％、铜品位 ５３第 ６ 期程建国等 铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究 １０．３８％、作业回收率９１．２０％的铜精矿。 继续提高再磨 细度，铜硫分离效果变差。 图 ２ 铜硫粗精矿再磨细度试验结果 确定一段磁选尾矿铜硫混浮粗精矿两次空白精选 后再磨细度为－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ８０％。 而铁粗精矿再 磨浮选得到的铜硫混合粗精矿因产率相对少、细度接 近，故在进行铜硫分离药剂条件时，将二者合并后进行 铜硫分离条件试验。 ３．４．２ 活性炭用量试验 浮选条件ＣａＯ ３５０ ｇ／ ｔ，ＭＡＣ－１２ １５ ｇ／ ｔ，一段磁选尾矿浮选铜硫粗精矿再磨后与铁粗 精矿浮选铜硫精矿混合作为给矿，试验结果见表 ７。 表 ７ 铜硫分离活性炭用量试验结果 活性炭用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 作业产率 ／ ％ 品位／ ％作业回收率／ ％ ＣｕＳＣｕＳ ４５铜粗精矿９．７６１０．５７２７．８８８７．７２６．４８ ９０铜粗精矿９．６６１０．９０２６．６０８８．６０６．２２ １５０铜粗精矿９．７３１０．８７２５．８４８９．３３６．０１ 表 ７ 结果表明，随着活性炭用量增大，铜粗精矿铜 品位和回收率均有所提高，而硫品位和硫回收率均有 所降低。 活性炭用量以 ９０～１５０ ｇ／ ｔ 为宜。 ３．４．３ 石灰用量试验 试验条件活性炭 １５０ ｇ／ ｔ， ＭＡＣ－１２ １５ ｇ／ ｔ，一段磁选尾矿浮选铜硫粗精矿再磨后 与铁粗精矿浮选铜硫精矿混合作为给矿，试验结果见 图 ３。 图 ３ 结果表明，随着 ＣａＯ 用量增大，铜硫分离效 图 ３ 铜硫分离石灰用量试验结果 果变好，铜粗精矿铜品位上升，硫品位下降，铜回收先 增加后降低，硫回收率则表现为下降趋势。 当 ＣａＯ 用 量为 ３５０ ｇ／ ｔ 时，铜硫分离指标最好。 ３．４．４ ＭＡＣ－１２ 用量试验 试验条件活性炭 １５０ ｇ／ ｔ， 石灰 ３５０ ｇ／ ｔ，一段磁选尾矿浮选铜硫粗精矿再磨后与 铁粗精矿浮选铜硫精矿混合作为给矿，试验结果见图４。 图 ４ 铜硫分离 ＭＡＣ－１２ 用量试验结果 从图 ４ 可以看出，随着 ＭＡＣ－１２ 用量增加，铜粗 精矿铜品位下降，硫品位变化不大，铜与硫回收率均提 高。 ＭＡＣ－１２ 用量为 １５ ｇ／ ｔ 时，铜硫分离效果较好。 ３．５ 磁⁃浮流程闭路试验 磁⁃浮全流程闭路试验工艺流程及药剂制度见图 ５，试验结果见表 ８。 图 ５ 闭路试验流程 ６３矿 冶 工 程第 ３４ 卷 表 ８ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＦｅＣｕＳＦｅＣｕＳ 铁精矿６７．８０６６．６３０．００７２０．０６９９２．４１７．４３２．３６ 铜精矿０．１７２６．８４２０．２５２７．８００．０９５２．１６２．３７ 硫精矿３．５６４３．０４０．１５４４．００３．１４８．０９７８．７２ 磁选尾矿４．３４１０．２６０．０７７０．８９０．８８４．９０１．７６ 浮选尾矿２４．１３７．０６０．０７５１．２２３．４８２７．４２１４．７９ 磁尾＋浮尾２８．４７７．５５０．０７５１．１７４．３６３２．３２１６．５５ 原矿１００．００４８．８９０．０６６１．９９１００．００ １００．００ １００．００ 表 ８ 结果表明，闭路试验可以获得产率 ６７．８０％、 含铁 ６６．６３％、含铜 ０．００７２％、含硫 ０􀆱 ０６９％、铁回收率 为 ９２．４１％的铁精矿产品，产率 ０􀆱 １７％、含铜 ２０．２５％、 含铁 ２６．８４％、含硫 ２７．８０％、铜回收率为 ５２．１６％的铜 精矿产品和产率 ３．５６％、含硫 ４４􀆱 ００％、含铁 ４３．０４％、 含铜 ０．１５％、硫回收率为 ７８􀆱 ７２％的硫精矿产品。 出于有利于全尾砂充填的考虑，一段磨矿细度－０．０７５ ｍｍ 粒级含量仅为 ５０％，而进入铜硫混浮作业的弱磁 选尾矿，其－０．０７５ ｍｍ 粒级含量仅占 ５２．７％，由于粒度 较粗，导致部分铜、硫进入浮选尾矿，损失在浮选尾矿 中的铜、硫回收率分别为 ２７．４２％和 １４．７９％。 可见，兼 顾全尾砂充填，则必然以损失铜、硫为代价。 ４ 结 语 １） 铁多金属矿属低磷高硫碱性含铜的原生磁铁 矿矿石，矿石中铁矿物主要是磁铁矿；金属硫化物为黄 铁矿、白铁矿、黄铜矿、斑铜矿和铜蓝；较常见的脉石矿 物是方解石、铁白云石、黑云母、绿泥石、石英、玉髓和 蛇纹石。 ２） 通过“弱磁粗选⁃再磨⁃浮选脱硫⁃弱磁精选”流 程选铁，“铜硫混浮⁃脱泥脱药⁃再磨⁃铜硫分离”流程回 收铜、硫，在一段磨矿－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ５０％，铁粗精 矿、铜硫粗精矿再磨－０．０７５ ｍｍ 粒级均占 ８０％条件下， 可以获得铁精矿产品铁品位 ６６．６３％、含硫 ０．０６９％、含 铜 ０．００７２％、铁回收率为 ９２．４１％，铜精矿产品铜品位 ２０􀆱 ２５％、含铁 ２６． ８４％、 含硫 ２７． ８０％、 铜回收率为 ５２􀆱 １６％，硫精矿产品含硫 ４４．００％、含铁 ４３．０４％、含铜 ０．１５％、硫回收率为 ７８．７２％。 ３） 兼顾全尾砂充填，一段磨矿－０．０７５ ｍｍ 粒级含 量仅为 ５０％，进入铜硫混浮作业的弱磁选尾矿，其 －０．０７５ ｍｍ 粒级含量仅占 ５２．７％，由于粒度较粗，导致 部分铜、硫进入浮选尾矿，损失在浮选尾矿中的铜、硫 回收率分别为 ２７．４２％和 １４．７９％。 参考文献 ［１］ 乔吉波，王少东，简 胜，等． 澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺 研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（２）４６－４９． ［２］ 张 国． 某低品位含铜硫磁铁矿石选矿试验研究［Ｊ］． 新疆有色 金属，２０１３（Ｓ２）１５１－１５３． ［３］ 邱廷省，徐其红，匡敬忠，等． 某复杂硫化铜矿铜硫分离试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１１（２）４５－４８． ［４］ 李荣改，宋翔宇，乔江晖，等． 河南某铁硫铜复杂多金属矿选矿试 验研究［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２０１２（６）２０－２４． ［５］ 杨少燕，冯其明，张国范，等． 某复杂铜硫铁矿石的选矿工艺研究 ［Ｊ］． 矿产保护与利用，２０１０（２）２８－３２． ［６］ 乔吉波． 云南某铁铜矿选矿试验研究［Ｊ］． 云南冶金，２００９（２）２９ －３１． ［７］ 孙 放． 某含铜硫磁铁矿石合理选矿工艺研究［Ｊ］． 金属矿山， ２０１２（１０）７０－７４． ［８］ 周怡玫． 四川某含铁铜硫矿选矿工艺研究及生产实践［Ｊ］． 矿产 综合利用，２０１２（５）６０－６４． ［９］ 邵凤俊，代淑娟，孟宇群，等． 某高硫含金铜矿石流程对比试验研 究［Ｊ］． 矿山机械，２００９（２３）８８－９１． ［１０］ 曾海鹏． 丰山铜矿铁精矿脱硫试验研究［Ｊ］． 湖南有色金属， ２００８（６）２０－２２． ［１１］ 曾建红，张明强，包志威． 某高硫尾矿中铁矿物的回收试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１０（３）４９－５２． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀦸 􀦸 􀦸 􀦸 关于检测学术不端的公告 为弘扬良好学术风气，保护知识产权，防止抄袭、伪造、篡改、不当署名、一稿多投、一个学术成果多 篇发表等学术不端行为，本刊与中国学术期刊（光盘版）电子杂志社合作，由中国学术期刊（光盘版）电 子杂志社学术不端文献检测中心对本刊网络版刊登的文章进行系统检测，并按照“中国学术期刊网络 出版总库删除学术不端文献暂行办法”，对出现以上学术不端行为的文章作出严肃处理。 特此公告 矿冶工程杂志编辑部 ２０１４ 年 １２ 月 ７３第 ６ 期程建国等 铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究