內蒙古某銅尾礦再選試驗研究

陶恒暢 郭超華 毛富邦

摘要：內蒙古某銅尾礦Cu品位為0.14 %，具有回收利用價值。根據銅尾礦的礦物組成及嵌布特征，開展了銅尾礦再選試驗研究。采用預先分級—粗粒再磨—浮選工藝回收銅，并對試驗條件進行了優化，確定0.045 mm分級粒度，組合捕收劑為38號黃藥+Y-89，粗粒磨礦細度-0.074 mm占80 %，礦漿調整劑石灰600 g/t、六偏磷酸鈉800 g/t，水玻璃400 g/t。在最佳條件下，最終閉路試驗獲得了銅精礦銅品位19.01 %、銅回收率34.19 %的指標。

關鍵詞：銅尾礦;預先分級;再磨;浮選;綜合回收

中圖分類號：TD926.4文獻標志碼：A開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2021）10-0083-04doi：10.11792/hj20211019

引 言

隨著礦產資源的開采和選礦技術水平的提高，有效、節約、綜合性地利用礦產資源成為可持續發展的重要課題，而尾礦資源的回收利用在礦產開發過程中顯得日趨重要[1-2]。李俊等[3]采用混合浮選—銅硫分離實現了充填尾砂中銅和硫的綜合回收，經濟效益顯著。針對礦石含泥量大的硫化銅尾礦，通常采用浮選柱粗選、脫泥、磁選拋尾[4-6]等進行預先處理，再通過傳統浮選工藝進行綜合回收。郭靈敏等[7]采用中礦脫泥—銅硫混浮—銅硫分離實現了選銅尾砂中銅、硫等的回收。焦文亞等[8]采用浮選脫泥—再磨—優先浮銅回收某銅尾礦中的銅，獲得了較好的生產指標。

內蒙古某銅礦石中銅主要以原生硫化銅的形式存在，與黃鐵礦、磁黃鐵礦緊密共生，可浮性較好，采用浮選工藝處理。由于生產初期技術條件有限，銅尾礦中銅損失嚴重，Cu品位為0.14 %。為了實現銅的高效回收，采用預先分級—粗粒再磨—浮選工藝進行試驗。考慮銅礦物的單體解離度不夠和細礦泥惡化浮選作業，分別開展分級粒度、浮選條件優化等試驗，確定了最佳工藝參數，最終閉路試驗獲得了較好的回收指標，可為銅尾礦資源再利用提供參考。

1 銅尾礦性質

1.1 組分分析

銅尾礦組分分析結果見表1。由表1可知，該銅尾礦中銅品位為0.14 %，具有綜合回收利用價值。

1.2 粒度分析

為查明銅尾礦中各粒級金屬分布率，對其進行了粒度篩分分析，結果見表2。由表2可知：該銅尾礦中Cu主要集中在+0.045 mm粒級中，且+0.074 mm粒級中Cu分布率為50.52 %。

1.3 主要礦物嵌布特征

該銅尾礦中銅主要以硫化礦物形式存在，主要為黃銅礦（包括方黃銅礦），約為0.3 %，其他硫化礦物主要為磁黃鐵礦和黃鐵礦。脈石礦物與原礦大致相同，以石英為主，其次為綠泥石、角閃石、云母等。以石英為主的脈石礦物粒度較粗，可達0.2 mm，而以磁黃鐵礦、黃鐵礦等為主的硫化礦物粒度一般在0.06 mm以下。銅礦物嵌布粒度十分細小，一般在0.04 mm以下，大部分小于0.03 mm，且有較多小于0.02 mm;主要以連生和包裹形態賦存，連生礦物為磁黃鐵礦和脈石礦物，部分微粒黃銅礦緊密包裹在脈石礦物中。銅礦物損失原因主要是以連生態隨脈石礦物和硫化礦物進入尾礦，小部分是粒度微細和夾雜。

2 試驗結果與討論

2.1 捕收劑種類

在石灰600 g/t、捕收劑60 g/t、2號油20 g/t的條件下，考察38號黃藥、Z-200、酯-105、丁基黃藥對銅粗選指標的影響，以確定合適的高效捕收劑。試驗流程見圖1，試驗結果見表3。

由表3可知：38號黃藥（用量60 g/t）作為捕收劑時，浮選指標較好，可獲得銅品位2.33 %、銅回收率40.23 %的銅粗精礦。

2.2 石灰用量

在捕收劑38號黃藥60 g/t、2號油20 g/t的條件下，控制石灰用量分別為400 g/t、600 g/t、800 g/t、1 000 g/t，考察石灰用量對銅粗選指標的影響。試驗流程見圖1，試驗結果見圖2。

由圖2可知：隨著石灰用量的增加，銅粗精礦銅品位整體呈上升趨勢，銅回收率先升高后降低。當石灰用量為600 g/t時，銅回收率達最大值。綜合考慮，確定最佳石灰用量為600 g/t。

2.3 分級粒度

采用預先分級—粗粒再磨—浮選工藝回收銅尾礦中銅，分別以0.074 mm和0.045 mm預篩分拋除細粒級礦物，粗粒再磨后浮選。以38號黃藥為捕收劑，采用一次粗選、兩次精選，尾礦與分級細粒產品合并后拋尾。試驗流程見圖3，試驗結果見表4。

由表4可知：與0.074 mm預篩分相比，銅尾礦進行0.045 mm預先分級處理效果更好。粗粒再磨至磨礦細度-0.045 mm占70 %，經過一次粗選、兩次精選，可獲得銅品位19.46 %、銅回收率36.33 %的銅精礦，浮選指標相對較好。

2.4 浮選條件優化

對銅尾礦進行0.045 mm預先分級后，選擇大于0.045 mm粒級產品作為浮選原礦，避免泥化對銅回收的影響。試驗主要從磨礦細度、組合捕收劑及調整劑用量等進行優化調整。

2.4.1 磨礦細度

在石灰600 g/t的條件下，進行了粗粒磨礦細度條件試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見圖5（以浮選原礦計算產率、銅回收率）。

由圖5可知：隨著磨礦細度的增加，銅粗精礦銅回收率先升高后降低，銅品位逐漸降低。綜合考慮銅粗精礦銅品位、銅回收率及生產成本等，選擇-0.074 mm占80 %較為理想，此時可以獲得銅品位為2.61 %、銅回收率為63.47 %的銅粗精礦。

2.4.2 組合捕收劑

在磨礦細度-0.074 mm占80 %、捕收劑60 g/t、石灰600 g/t、2號油20 g/t的條件下，考察組合捕收劑（質量比1∶1）對銅回收的影響。試驗流程見圖4，試驗結果見表5（以浮選原礦計算產率、銅回收率）。

由表5可知：組合捕收劑的使用可以較大幅度地提高銅回收率。采用38號黃藥+酯-105浮選時可以獲得較高銅品位的銅粗精礦，采用38號黃藥+Y-89時銅回收率最高，為71.22 %。綜合考慮銅粗精礦銅品位及銅回收率，確定采用組合捕收劑38號黃藥+Y-89浮選回收銅。

2.4.3 六偏磷酸鈉用量

六偏磷酸鈉是常用的泥質脈石礦物抑制劑，同時可調節礦漿pH。在磨礦細度-0.074 mm占80 %、38號黃藥+Y-89為組合捕收劑、石灰600 g/t、2號油20 g/t的條件下，考察了六偏磷酸鈉用量對銅浮選指標的影響。試驗流程見圖4，試驗結果見圖6（以浮選原礦計算產率、銅回收率）。

由圖6可知：隨著六偏磷酸鈉用量的增加，銅粗精礦銅品位逐漸升高，銅回收率小幅波動。當六偏磷酸鈉用量為800 g/t時，銅粗精礦銅品位、銅回收率較高。因此，六偏磷酸鈉用量以800 g/t為宜。

2.4.4 水玻璃用量

水玻璃是一種常用的硅酸鹽脈石礦物抑制劑，也是一種礦泥分散劑，可以減少礦泥對浮選過程的影響。在磨礦細度-0.074 mm占80 %、38號黃藥+Y-89為組合捕收劑、石灰600 g/t、2號油20 g/t的條件下，探索了水玻璃用量對銅浮選指標的影響。試驗流程見圖4，試驗結果見圖7（以浮選原礦計算產率、銅回收率）。

由圖7可知：隨著水玻璃用量的增加，銅粗精礦銅品位逐漸上升，銅回收率先上升后下降。當水玻璃用量為400 g/t時，銅回收率達到最大，為72.41 %，銅粗精礦銅品位為1.70 %。因此，水玻璃用量最佳為400 g/t。

2.5 閉路試驗

在條件試驗及開路試驗的基礎上，進行了0.045 mm預先分級—粗粒再磨—浮選工藝回收銅的閉路試驗。試驗流程見圖8，試驗結果見表6。

由表6可知：采用預先分級—粗粒再磨—浮選工藝，在磨礦細度-0.074 mm占80 %，600 g/t石

灰、800 g/t六偏磷酸鈉為礦漿調整劑，38號黃藥+Y-89為組合捕收劑，精選時加入水玻璃分散礦泥的條件下，經過一次粗選、三次精選、一次掃選，最終可獲得銅品位19.01 %、銅回收率34.19 %的銅精礦，回收指標較好。

3 結 論

1）內蒙古某銅尾礦中銅品位較低，銅金屬主要分布在+0.045 mm粒級中，工藝礦物學分析表明其嵌布粒度細小，與磁黃鐵礦和脈石礦物連生，部分微粒黃銅礦緊密包裹在脈石礦物中。為了避免銅尾礦浮選泥化現象，采用預先分級—粗粒再磨—浮選工藝回收銅。

2）銅尾礦預先分級降低了入選礦漿中礦泥含量，提高了捕收劑對銅的回收效果，大幅度降低了銅在尾礦中的損失。對比0.074 mm和0.045 mm的選別效果，確定分級粒度為0.045 mm。

3）在粗粒磨礦細度-0.074 mm占80 %、組合捕收劑為38號黃藥+Y-89、石灰和六偏磷酸鈉為礦漿調整劑、精選加入水玻璃分散礦泥的條件下，閉路試驗最終獲得了銅品位19.01 %、銅回收率34.19 %的銅精礦，提高了銅尾礦再選的回收指標。

[參 考 文 獻]

[1] 徐鳳平，周興龍，胡天喜，等.我國尾礦資源利用現狀及建議[J].云南冶金，2007，36（4）：25-27.

[2] 李穎，張錦瑞，趙禮兵，等.我國有色金屬尾礦的資源化利用研究現狀[J].河北聯合大學學報（自然科學版），2014，36（1）：5-8.

[3] 李俊，盛忠義，桂訓國，等.鳳凰山銅礦充填尾砂再選的研究與應用[J].有色金屬（選礦部分），2008（4）：25-27.

[4] 戈保粱，張晉祿，王顯強，等.云南某銅選廠尾礦再選試驗[J].金屬礦山，2016（2）：177-179.

[5] 劉忠明，劉翔，韓培光，等.鄂東南金屬礦山尾礦綜合應用初步研究[J].資源環境與工程，2012，26（2）：185-189.

[6] 楊有洪.從選銅尾礦回收硫精礦試驗研究[J].礦業工程研究，2014，29（1）：78-80.

[7] 郭靈敏，洪建華，曹喜民，等.選銅尾砂綜合回收銅硫鐵試驗研究[J].銅業工程，2015，21（6）：17-22.

[8] 焦文亞，趙義，邵輝，等.湖北某銅尾礦再選回收銅硫試驗[J].金屬礦山，2016（7）：179-181.

Experimental study on the re-concentration of copper tailings from a mine in Inner Mongolia

Tao Hengchang，Guo Chaohua，Mao Fubang

（Bayannaoer Western Copper Co.，Ltd.）

Abstract：The copper tailings from a mine in Inner Mongolia contain 0.14 % copper，which are worth recovering.Based on the mineral composition and dissemination characteristics of copper tailings，experimental study on copper tailings re-concentration was carried out.The copper was recovered by the pre-grading-coarse grain regrinding-flotation process，and the condition test was optimized，determining grading grain size to be 0.045 mm，joint collector to be 38 xanthate+Y-89，coarse grain grinding fineness of -0.074 mm accounting for 80 %，the dosages of ore pulp modifiers that are lime and sodium hexametaphosphate to be 600 g/t and 800 g/t respectively，and the sodium silicate dosage to be 400 g/t.Under optimal conditions，the final closed-circuit test obtained copper concentrate with copper grade of 19.01 % and copper recovery rate of 34.19 %，which is good index.

Keywords：copper tailings;pre-grading;regrinding;flotation;comprehensive recovery