范海寶 高丹校 王 順 李 勇 張自旭

(華剛礦業(yè)股份有限公司，北市100083)

由于銅、鈷金屬具有優(yōu)良的理化性質(zhì)，隨著全球經(jīng)濟的發(fā)展，銅、鈷金屬在傳統(tǒng)工業(yè)領(lǐng)域和新興領(lǐng)域均得到廣泛應(yīng)用。然而，隨著資源的開發(fā)，易開采易選別的銅、鈷礦資源日益減少，大量難選的高氧化率銅鈷礦的開發(fā)和利用成為礦冶科技人員的研究重點[1，2]。隨著“一帶一路”的發(fā)展，中國礦企在贊比亞-剛果(金)的銅、鈷礦帶上也有許多開采經(jīng)營，其中許多礦石資源屬于難選的高氧化率銅鈷礦石[3-6]。目前，除了極難選和較難選的氧化銅鈷礦石只能通過化學(xué)選礦法處理外，中等可選和難選的氧化銅鈷礦處理的方法主要還是浮選法[7]。目前，剛果(金)SICOMINES銅鈷礦就屬于高氧化率難選銅鈷礦石，該礦石具有原礦品位低、氧化率高、礦石含泥量大、有用礦物組成復(fù)雜、選礦回收率較低的特點，且礦石中部分銅、鈷元素類質(zhì)同象進入褐鐵礦、銅鈷錳氧化結(jié)合物等具有弱磁性的礦物中，這些礦物的浮選效果較差，故使用浮選—磁選聯(lián)合工藝處理該礦石，以提高礦石的銅、鈷的作業(yè)回收率。

然而，由于該磁選工藝富集比較低，磁選精礦產(chǎn)率大，精礦品位較低，實際生產(chǎn)磁選精礦浸出噸礦酸耗較高，且CCD外排渣量大而帶走大量的金屬(浸出渣進入CCD銅損失率為20%，鈷損失率為30%)，導(dǎo)致磁選精礦銅、鈷浸出率較低(實際生產(chǎn)磁選精礦的銅、鈷浸出率僅有50% 和30%左右)，冶煉成本較高，按照目前銅、鈷價格，磁選精礦直接浸出工藝經(jīng)濟效益較差。因此，對磁選精礦進行再磨再選技術(shù)研究，以提高磁選精礦品位，降低磁選精礦浸出酸耗，同時降低磁選精礦產(chǎn)率，減少冶煉系統(tǒng)CCD外排浸出渣量，降低外排渣中廢水帶銅的金屬量，提高洗滌率，減少渣中廢水帶酸量，進而提高磁選精礦選冶綜合經(jīng)濟效益。

1 原礦礦石性質(zhì)和現(xiàn)有工藝情況

1.1 原礦性質(zhì)

原礦的多元素分析、原礦銅的物相分析和原礦鈷的物相分析結(jié)果分別見表1、2和表3。原礦中有用礦物的主要元素是銅和鈷，品位分別為2.23%和0.14%，礦石氧化率大約85%。礦石中的硫化銅礦物主要是輝銅礦，另外含少量的斑銅礦、銅藍等硫化銅礦物；氧化銅礦物主要是孔雀石、硅孔雀石、藍銅礦等，其中部分氧化銅和褐鐵礦等弱磁性礦物以緊密結(jié)合形式存在。原礦中的鈷主要以水鈷礦、菱鈷礦、鈷白云石和賦存在硅酸鹽、褐鐵礦中的鈷為主。脈石礦物主要是石英、長石、綠泥石、白云石等。

表1 原礦多元素分析結(jié)果

表3 原礦鈷物相分析結(jié)果

1.2 現(xiàn)有工藝情況

現(xiàn)有工藝為浮選—磁選聯(lián)合工藝回收銅、鈷金屬，其中浮選工藝采用硫氫化鈉為硫化劑(4 200 g/t)，丁基黃藥為捕收劑(450 g/t)，松醇油為起泡劑(85 g/t)。磁選工藝采用濕式滾筒磁選機除雜，強磁粗選、掃選采用高梯度磁選機作業(yè)，強磁粗選參數(shù)為場強0.4 T、脈沖15 Hz、轉(zhuǎn)環(huán)頻率25 Hz，強磁掃選參數(shù)為場強0.6 T、脈沖10 Hz、轉(zhuǎn)環(huán)頻率30 Hz。選礦原則工藝流程見圖1，生產(chǎn)技術(shù)指標見表4。

圖1 選礦原則工藝流程圖

表4 生產(chǎn)技術(shù)指標

由表4可知，該工藝銅、鈷回收率分別為77.86%和44.10%，其中，磁選精礦產(chǎn)率為10.83%，磁選精礦的銅、鈷品位分別為1.31%和0.21%。由于磁選精礦品位較低，磁選精礦產(chǎn)率較大，實際冶煉工序的磁選精礦的噸銅酸耗較高。下面取磁選精礦樣品，在實驗室條件下進行磁選精礦的浸出試驗。試驗條件為：室溫，浸出液固比為9∶1，浸出時間為4 h，攪拌速度約200 r/min，終點pH值約1.35，試驗用98%硫酸調(diào)節(jié)浸出礦漿酸度。試驗結(jié)果見表5。

表5 磁選精礦浸出試驗結(jié)果

由表5可知，磁選精礦銅品位為1.37%，鈷品位0.20%，磁選精礦直接浸出的銅浸出率為65.49%，鈷的浸出率為56.81%。磁選精礦直接浸出，噸銅凈酸耗為15.47 t/t銅，酸耗較高。另外，實際生產(chǎn)過程中，由于磁選精礦的浸出渣量大，導(dǎo)致浸出渣進入CCD銅損失率約為20%，鈷損失率約為30%，實際生產(chǎn)磁選精礦的銅、鈷浸出率僅有50%和30%左右，磁選精礦直接浸出處理成本較高。因此，需要對磁選精礦進行再次選別，以提高銅鈷品位，降低冶煉酸耗和其他輔材消耗，達到降本增效的目的。

2 磁選精礦性質(zhì)和試驗方法

2.1 磁選精礦性質(zhì)

取磁選精礦樣品粒度篩析結(jié)果見表6。

表6 磁選精礦粒度篩析結(jié)果

由表6可知，磁選精礦樣品平均銅品位1.27%、鈷品位0.23%。磁選精礦-0.074 mm含量占62.22%，-0.038 mm含量占28.94%，磁選精礦銅出現(xiàn)選擇性富集，+0.074 mm粒級品位最高，銅品位為1.74%，銅分布率為51.78%；鈷在各粒級中較均勻分布。因此，提高銅回收率的關(guān)鍵是回收+0.074 mm中的銅，需要提高其解離度。

2.2 試驗方法

由原礦試樣分析結(jié)果，過半的銅分布在較粗顆粒中，因此考慮再磨再選回收磁選精礦中的銅和鈷，對磁選精礦進行磨礦細度、硫化劑用量、捕收劑用量、起泡劑用量單因素條件試驗，并在最佳試驗條件下進行開路試驗，確定最佳試驗方案。單因素試驗流程如圖2所示。試驗采用XFD-1.5型號的單槽浮選機、XMQ-Φ240×90A(6.25 L)型號的磨礦機進行試驗。

圖2 單因素條件試驗流程圖

3 試驗及結(jié)果

對磁選精礦進行磨礦細度、硫化劑用量、捕收劑用量、起泡劑用量的單因素試驗，并在確定最佳試驗條件后，進行開路試驗，確定最佳選別工藝。

3.1 磨礦細度試驗

取樣品1 kg，加水1 L，分別磨礦0、2、4、6、8、10、12 min，磨礦時間試驗結(jié)果見圖3。根據(jù)不同磨礦細度進行浮選試驗，試驗流程見圖2，試驗硫化劑NaHS用量600 g/t，捕收劑丁基黃藥用量250 g/t，起泡劑松醇油用量30 g/t，試驗結(jié)果見圖4。由圖4可知，隨著磨礦時間的增加，銅、鈷回收率先上升后下降，磨礦6 min獲得最佳的浮選效果，對應(yīng)最佳磨礦細度為-0.074 mm占比76.18%。

圖3 磨礦細度曲線

圖4 磨礦細度試驗結(jié)果

3.2 硫化劑用量試驗

硫化劑用量試驗條件：固定磨礦細度-0.074 mm占76.18%、黃藥用量250 g/t、松醇油用量30 g/t不變，進行硫化劑用量試驗，試驗結(jié)果如圖5所示。由圖5可知，隨著硫化劑用量增加，銅、鈷回收率都出現(xiàn)先增加后降低的趨勢，在硫化劑用量為1 000 g/t時達到最大，此條件下的硫化劑用量為最佳用量。因此，確定最佳硫化劑用量為1 000 g/t。

圖5 硫化劑用量試驗結(jié)果

3.3 捕收劑用量試驗

捕收劑用量試驗條件：固定磨礦細度-0.074 mm含量占76.18%、最佳硫化劑用量1 000 g/t、松醇油用量30 g/t，進行捕收劑用量試驗，試驗結(jié)果如圖6所示。由圖6可知，捕收劑用量對銅回收率影響較小，確定最佳捕收劑用量為100 g/t。

圖6 捕收劑用量試驗結(jié)果

3.4 起泡劑用量試驗

起泡劑用量試驗條件：固定磨礦細度-0.074 mm含量占76.18%、最佳硫化劑用量1 000 g/t、最佳捕收劑用量100 g/t條件下，進行起泡劑用量試驗，試驗結(jié)果如圖7所示。由圖7可知，最佳起泡劑用量為30 g/t。

圖7 起泡劑用量試驗結(jié)果

3.5 全流程試驗

根據(jù)前述單因素條件試驗確定的粗選各因素最佳條件，進行全流程試驗，根據(jù)生產(chǎn)實踐經(jīng)驗，掃選次數(shù)定為六次，粗掃選均采用開路流程，具體工藝流程見圖8，試驗結(jié)果見表7。

圖8 試驗流程圖

表7 全流程試驗結(jié)果

試驗推薦的選礦工藝流程為：磁選精礦進行磨礦至細度-0.074mm占76.18%，采用NaHS為硫化劑，丁基黃藥為捕收劑，松醇油為起泡劑進行浮選，總藥劑用量為：NaHS+丁基黃藥+松醇油=3 300 g/t+330 g/t+66 g/t，浮選流程為一次粗選+六次掃選的全開路浮選，七段浮選的精礦混合作最終精礦，浮選尾礦作為最終尾礦。磁選精礦經(jīng)過推薦的選礦工藝流程，可獲得產(chǎn)率18.48%、銅品位3.84%、鈷品位0.36%、銅回收率56.15%、鈷回收率35.20%的精礦。

3.6 浮選精礦浸出試驗

取再磨再浮選全流程試驗的精礦進行浸出試驗。試驗浸出條件為：室溫，浸出液固比為9∶1，浸出時間為4 h，攪拌速度約200 r/min，終點pH值約1.35，試驗用98%硫酸調(diào)節(jié)浸出礦漿酸度。試驗結(jié)果見表8。

表8 再磨再浮選精礦浸出試驗結(jié)果

由表8可知，磁選精礦再磨再浮選精礦在常規(guī)浸出條件下可以實現(xiàn)較好的浸出效果，銅的浸出率可達到85.90%，鈷的浸出率可達到73.23%。再磨再浮選精礦浸出酸耗，與磁選精礦直接浸出酸耗相比，下降幅度較大，噸銅凈酸耗降至約2.15 t。磁選精礦通過再磨再浮選富集后，精礦產(chǎn)率僅為18.48%，實現(xiàn)低輔料浸出，且大大降低因CCD外排渣量大而帶走大量的金屬，保證了較好的回收效果。

4 改進前后經(jīng)濟效益對比

結(jié)合以上選礦和浸出試驗結(jié)果，根據(jù)生產(chǎn)規(guī)模、生產(chǎn)指標和生產(chǎn)成本，磁選精礦再磨再浮選經(jīng)濟效益情況見表9。原礦年處理量為460萬t/年，按照磁選精礦產(chǎn)率10%計，每年生產(chǎn)磁選精礦46萬t；按照再磨礦再浮選產(chǎn)率18.48%計，再磨再浮選精礦8.50萬t。選礦、冶煉指標均參考試驗情況確定；銅價和鈷價參考2010-2021年12年間平均價格確定。由表8可知，磁選精礦再磨再浮選后，僅硫酸成本就可節(jié)約2 107.69萬美元/年，再磨礦再浮選增加的選礦費用504.37萬美元/年(具體為增加的費用為人工工資23.40萬美元/年，化驗費用5.40萬美元/年，電費78.93萬美元/年，藥劑成本314.54萬美元/年，備品備件54.00萬美元/年，固定資產(chǎn)折舊28.10萬美元)，再磨再選僅硫酸費用降低，每年可增加收益527.71萬美元(總產(chǎn)值-硫酸費用-選礦增加費用)。由此可見，磁選精礦再磨再浮選從經(jīng)濟效益上看是可行的。

表9 磁選精礦再磨再浮選經(jīng)濟效益情況

5 結(jié)論

1)磁選精礦銅、鈷品位較低，分別為1.31%和0.21%，磁選精礦產(chǎn)率較大，達到10.83%，實際冶煉工序的磁選精礦的噸銅酸耗較高，CCD外排渣量大而帶走大量的金屬，銅、鈷浸出率低，經(jīng)濟效益較差。

2)磁選精礦中的銅在+0.074 mm粒級中富集較多，需要再磨提高其解離度，提高浮選銅、鈷回收率。

3)磁選精礦在-0.074 mm占76.18%的磨礦細度條件下，經(jīng)過一次粗選六次掃選的全開路浮選工藝流程，可獲得產(chǎn)率18.48%、銅品位3.84%、鈷品位0.36%、銅回收率56.15%、鈷回收率35.20%的精礦。

4)再磨再浮選精礦銅浸出率可達到85.90%，鈷的浸出率可達到73.23%，噸銅凈酸耗為2.15 t，酸耗較低，回收效果較好，可獲得較好的經(jīng)濟效益。