李鵬飛　劉　曙　湯啟宙　王　靜

(武鋼資源集團(tuán)程潮礦業(yè)有限公司)

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鄂東某鐵硫共生鐵礦石銅硫浮選優(yōu)化試驗

李鵬飛劉曙湯啟宙王靜

(武鋼資源集團(tuán)程潮礦業(yè)有限公司)

摘要鄂東某選廠采用“先磁后浮”原則工藝流程處理鐵硫共生鐵礦石，生產(chǎn)主產(chǎn)品鐵精礦和副產(chǎn)品銅精礦、硫精礦。由于浮選條件的限制，銅精礦品位較低，長期處在14%左右，銅、硫精礦回收率均不高，僅35.14%、39.83%。為改善銅、硫精礦質(zhì)量，在考察生產(chǎn)現(xiàn)場的基礎(chǔ)上，就浮選給礦濃度、藥劑制度進(jìn)行混合浮選、分離浮選試驗。結(jié)果表明，在浮選給礦濃度30%，混合浮選乙黃藥用量80 g/t，2#油用量60 g/t，分離浮選石灰改用B石灰，用量1 000 g/t，活性炭和Z-200用量分別為80，10 g/t基本不變的條件下，原選鐵尾礦經(jīng)1粗1精銅硫混浮、1粗2精銅硫分離處理，可獲得銅品位16.55%、回收率69.97%的銅精礦和硫品位41.92%、回收率61.91%的硫精礦。銅、硫精礦質(zhì)量得到顯著改善，實現(xiàn)了該鐵礦石銅、硫的有效回收，提高了資源綜合利用效率，為挖掘銅、硫精礦潛能提供了技術(shù)依據(jù)。

關(guān)鍵詞鐵硫共生給礦濃度藥劑制度分離富集

我國單一、高品位磁鐵礦石資源非常稀缺，鐵硫共生鐵礦石分布較為廣泛，并常伴生黃銅礦等其他有色金屬硫化礦[1]。加強(qiáng)對該類型鐵礦石的選別利用，對于緩解鐵礦石進(jìn)口壓力具有一定的積極作用。

鄂東某鐵礦山井下自產(chǎn)的鐵硫共生鐵礦石結(jié)構(gòu)較簡單，礦物顆粒以半自形—他形粒狀為主，其次是交代殘余結(jié)構(gòu)、蜂窩狀結(jié)構(gòu)、環(huán)帶結(jié)構(gòu)、壓碎結(jié)構(gòu)、填隙結(jié)構(gòu)等。礦石礦物組成簡單，金屬礦物以磁鐵礦為主，黃銅礦、黃鐵礦少量。選廠采用“先磁后浮”原則工藝流程選鐵，磁選尾礦采用浮選工藝對黃銅礦、黃鐵礦進(jìn)行富集、分離，即先通過1粗1精混合浮選獲得銅硫混合精礦，再經(jīng)1粗2精分離銅硫，但最終銅、硫精礦回收率均較低，造成了資源的浪費(fèi)。

通過現(xiàn)場考察，發(fā)現(xiàn)浮選給礦濃度偏低、藥劑制度不合理是造成銅、硫精礦指標(biāo)不理想的主要原因。為確定合適的藥劑制度，進(jìn)行銅硫浮選試驗研究，以提高銅、硫精礦質(zhì)量，挖掘礦石副產(chǎn)品生產(chǎn)潛能。

1浮選系統(tǒng)現(xiàn)場考察

1.1浮選指標(biāo)分析

浮選給礦銅、硫物相分析結(jié)果分別見表1、表2，銅精礦銅物相分析結(jié)果見表3，硫精礦硫物相分析結(jié)果見表4，浮選質(zhì)量指標(biāo)見表5。

表1浮選給礦銅物相分析結(jié)果

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表2浮選給礦硫物相分析結(jié)果

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表3銅精礦銅物相分析結(jié)果

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表4硫精礦硫物相分析結(jié)果

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從表1、表2、表3、表4可知，選鐵尾礦即浮選給礦中銅主要以CuS的形式存在，銅精礦以回收CuS為主；硫主要在硫化物和硫酸鹽中存在，硫精礦主要回收硫化物。

表5浮選給礦、硫精礦、銅精礦質(zhì)量指標(biāo)

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從表5可知，浮選給礦銅品位0.072%，硫品位7.61%，銅精礦品位14.33%，回收率35.14%；硫精礦品位40.23%，回收率39.83%。銅精礦品位偏低，且銅、硫精礦回收率均較低，造成了有用成分的損失。

1.2藥劑制度分析

生產(chǎn)現(xiàn)場浮選給礦濃度13%左右，混合浮選粗選捕收劑乙黃藥用量47 g/t，起泡劑2#油用量84.8 g/t；分離浮選A石灰(A廠家生產(chǎn))有效CaO含量30.78%，用量605 g/t，活性炭用量88.3 g/t，Z-200用量10.5 g/t(均為相對浮選給礦)。

跟蹤考察發(fā)現(xiàn)，給礦濃度和乙黃藥用量偏低，2#油用量偏高，A石灰品質(zhì)差，用量低，影響了銅、硫浮選回收率的提高。

2試驗結(jié)果與討論

為確定最佳的浮選條件，分別進(jìn)行混合浮選和分離浮選條件試驗。

2.1混合浮選條件試驗

礦樣取自生產(chǎn)現(xiàn)場浮選給礦，進(jìn)行混合浮選條件試驗，考察浮選給礦濃度、捕收劑種類及用量、起泡劑用量等對浮選指標(biāo)的影響。由于銅、硫精礦回收的目的礦物均為硫化礦物，因此用混合浮選精礦硫品位和回收率作為衡量浮選效果好壞的指標(biāo)[2-4]?；旌细∵x條件試驗流程見圖1。

圖1　混合浮選條件試驗流程

2.1.1混合浮選給礦濃度試驗

固定乙黃藥用量80 g/t，2#油用量60 g/t，不同給礦濃度時的混合浮選試驗結(jié)果見圖2。

從圖2可知，隨著給礦濃度從10%不斷升高，混合精礦硫回收率逐漸升高，給礦濃度達(dá)到30%以后，硫回收率不再上升，并呈微弱的下降趨勢；硫品位逐漸下降，給礦濃度達(dá)到25%以后，硫品位趨于平穩(wěn)。考慮到混合浮選應(yīng)盡可能提高回收率，因此確定給礦濃度為30%。

圖2　混合浮選給礦濃度試驗結(jié)果

2.1.2混合浮選藥劑試驗

2.1.2.1捕收劑種類及用量試驗

固定給礦濃度30%， 2#油用量30 g/t，捕收劑用量均為60 g/t，進(jìn)行混合浮選捕收劑種類試驗，結(jié)果見表6。

表6混合浮選捕收劑種類試驗結(jié)果

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從表6可知，以丁黃藥和高級黃藥為捕收劑，混合精礦硫品位和回收率均略優(yōu)于乙黃藥，但差別較小?？紤]到高級黃藥價格遠(yuǎn)高于乙黃藥，捕收劑仍選擇現(xiàn)場所用的乙黃藥。

固定給礦濃度30%， 2#油用量30 g/t，不同乙黃藥用量時的混合浮選試驗結(jié)果見圖3。

從圖3可知，隨著乙黃藥用量的增大，混合精礦硫回收率整體呈先升后降趨勢，在乙黃藥用量為80 g/t時達(dá)到峰值；硫品位整體呈下降趨勢，在乙黃藥用量超過80 g/t后，硫品位下降趨勢趨于平緩。為保證回收率并兼顧品位，確定混合浮選乙黃藥用量80 g/t為宜。

2.1.2.2混合浮選起泡劑用量試驗

固定給礦濃度30%，乙黃藥用量80g/t，進(jìn)行混合浮選2#油用量試驗，結(jié)果見圖4。

從圖4可知，隨著2#油用量的增大，硫回收率呈先快后慢的升高趨勢，硫品位不斷下降。當(dāng)2#油用量超過60 g/t時，硫回收率趨于平穩(wěn)。綜合考慮，確定2#油用量為60 g/t。

2.2分離浮選條件試驗

在混合浮選條件試驗的基礎(chǔ)上，進(jìn)行分離浮選條件試驗，確定適宜的石灰種類及用量和活性炭、Z-200的用量。分離浮選采用“浮銅抑硫”實現(xiàn)銅、硫分離，分離浮選效果以銅精礦或硫精礦品位、回收率為判斷依據(jù)，試驗流程見圖5。

圖4　混合浮選2#油用量試驗結(jié)果

圖5　分離浮選條件試驗流程

2.2.1石灰種類及用量試驗

石灰在銅、硫分離浮選中發(fā)揮pH調(diào)整劑和抑制劑的作用，石灰品質(zhì)主要由全CaO含量和有效CaO含量判斷。有效CaO是指能迅速水解形成Ca2+和Ca(OH)1+的具有活性的CaO，全CaO除有效CaO以外，還包括因煅燒溫度不同造成的過燒CaO及少量的碳酸鈣、硅酸鈣、鋁酸鈣、鐵酸鈣等鈣的化合物[5]。

固定石灰用量1 000 g/t，活性炭和Z-200用量分別為80，15 g/t，選擇3個廠家生產(chǎn)的A石灰、B石灰、C石灰進(jìn)行石灰種類試驗，結(jié)果見圖6。

圖6　石灰種類試驗結(jié)果

從圖6可知，B、C石灰浮選效果均優(yōu)于A石灰，考慮到分離浮選應(yīng)盡可能提高品位，因此選用B石灰，其全CaO含量和有效CaO含量分別為63.87%、51.22%，品質(zhì)較好。

固定活性炭和Z-200用量分別為80，15 g/t，進(jìn)行B石灰用量試驗，結(jié)果見圖7、圖8。

圖7　石灰用量對銅精礦指標(biāo)的影響

圖8　石灰用量對硫精礦指標(biāo)的影響

從圖7可知，隨著B石灰用量的增大，銅精礦回收率逐漸下降，銅品位呈先慢后快再趨于平穩(wěn)的上升趨勢。B石灰用量超過1 000 g/t后，銅精礦回收率繼續(xù)下降，銅品位上升趨勢由快速轉(zhuǎn)為平緩。綜合考慮，B石灰用量選擇1 000 g/t為宜，圖8從硫精礦指標(biāo)的角度驗證了該結(jié)論。

2.2.2活性炭用量試驗

固定B石灰、Z-200用量分別為1 000，15 g/t，進(jìn)行活性炭用量試驗，結(jié)果見圖9。

圖9　活性炭用量對銅精礦指標(biāo)的影響

從圖9可知，隨著活性炭用量的增大，銅精礦回收率逐漸下降，銅品位先上升后下降?；钚蕴坑昧砍^20 g/t后，銅回收率變化不大，當(dāng)活性炭用量為80 g/t時，銅品位達(dá)到最大值，因此選擇活性炭用量為80 g/t。

2.2.3Z-200用量試驗

Z-200用量試驗在B石灰和活性炭用量1 000，80 g/t條件下進(jìn)行，結(jié)果見圖10。

從圖10可知，隨著Z-200用量的增大，銅精礦回收率逐漸上升，銅精礦品位不斷下降。綜合考慮，確定Z-200用量為10 g/t。

圖10　Z-200用量試驗結(jié)果

3全流程浮選試驗

在條件試驗的基礎(chǔ)上，進(jìn)行全流程浮選閉路試驗，試驗流程見圖11，結(jié)果見表7。

圖11　全流程浮選試驗流程

表7全流程浮選試驗結(jié)果

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從表7可知，全流程浮選試驗可獲得銅品位16.55%、回收率69.97%的銅精礦和硫品位41.92%、回收率61.91%的硫精礦。相比原指標(biāo)，銅精礦品位提高了2.22個百分點(diǎn)，硫精礦品位略微提高，但銅精礦回收率和硫精礦回收率分別提高34.83，22.08個百分點(diǎn)，提高幅度很大。

4結(jié)論

(1)鄂東某鐵硫共生鐵礦石除回收鐵外，還綜合回收銅、硫。選廠對磁選選鐵尾礦采用混合浮選—分離浮選流程獲得銅精礦和硫精礦，但銅、硫回收率均較低，分離指標(biāo)不理想。

(2)通過分析影響銅、硫回收效果的原因，進(jìn)行浮選條件試驗，確定了最佳的浮選給礦最佳給礦濃度30%，混合浮選粗選捕收劑乙黃藥用量80g/t，2#油用量60g/t，分離浮選改用B石灰，用量1000g/t，活性炭用量80g/t，Z-200用量10g/t。原選鐵尾礦經(jīng)1粗1精混合浮選—混合精礦1粗2精分離浮選，可獲得銅品位16.55%、回收率69.97%的銅精礦和硫品位41.92%、回收率61.91%的硫精礦。

(3)浮選條件改進(jìn)后，銅精礦回收率和硫精礦回收率分別提高34.83，22.08個百分點(diǎn)，銅精礦品位提高了2.22個百分點(diǎn)，硫精礦品位基本不變，銅硫富集、分離指標(biāo)得到明顯改善，但銅精礦中硫含量仍然較高，需進(jìn)一步給予降低。

參考文獻(xiàn)

[1]龔明光.泡沫浮選 [M].北京：冶金工業(yè)出版社，2007.

[2]余祖芳，梁治安，陳曉芳，等.某難選氧化銅礦浮選工藝試驗[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2015(5)：76-78.

[3]邵偉華，楊波，戈保梁.某銅鐵礦廠降低鐵精礦含硫的試驗研究[J].礦冶工程，2006(2)：48-49.

[4]衛(wèi)亞儒，李繼壁，劉利軍.某微細(xì)嵌布銅礦的選礦試驗研究[J].礦產(chǎn)綜合利用，2011(5)：31-33.

[5]邱廷省，黃雄，尹艷芬，等.安徽某低銅高硫磁鐵礦石選礦試驗[J].金屬礦山，2014(11)：58-61.

(收稿日期2016-02-29)

Copper Sulfur Flotation Optimization Test on an Iron and Sulfur Symbiotic Ore from East Hubei Province

Li PengfeiLiu ShuTang QizhouWang Jing

(Chengchao Mining Co., Ltd., Wugang Resources Group)

AbstractFirst magnetic separation and then flotation principle process processing was used in a plant in east Hubei Province to deal with iron and sulfur symbiotic ore, main products is iron concentrate and by-products is sulphur concentrate, copper concentrate. Because of the limitation of flotation conditions, copper concentrate grade was only about 14% for a long time, copper and sulphur concentrate recovery rate is not high, only 35.14% and 35.14%. To improve the quality of the copper concentrate and sulphur concentrate, on the basis of investigation of manufacturing, mixed flotation and separation flotation tests were conducted on feed concentration and reagent regime. Results show that with the flotation feed concentration of 30%, dosage of ethyl xanthate for 80 g/t, dosage of 2# oil for 60 g/t on mixed flotation, separation flotation switch to B lime and with dosage of 1 000 g/t, dosage of activated carbon and Z-200 is 80,10 g/t respectively, the raw iron tailings via one roughing-one cleaning copper and sulphur mixed flotation, one roughing and two cleaning copper and sulfur separation flotation, copper concentration with copper grade of 16.55% and recovery of 69.97%, and sulphur concentrate with sulfur grade of 41.92% and recovery rate of 61.91% can be obtained. Copper and sulphur concentrate quality improved significantly, effective recovery of copper and sulfur on the iron ore was realized, comprehensive utilization efficiency of resources was improved, provides technical basis to excavate potential of copper and sulphur concentrate.

KeywordsIron and sulfur symbiotic, Feed concentration, Medicament system, Separation enrichment

李鵬飛(1985—)，男，助理工程師，436051 湖北省鄂州市鄂城區(qū)。