王成行， 时 晗，4， 胡 真， 邱显扬

(1.广东省科学院资源综合利用研究所,广东 广州510650； 2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东 广州510650； 3.广东省矿产资源开发和综合利用重点实验室,广东 广州510650； 4.中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙410083)

锡铜多金属矿是锡矿床中常见的矿石类型,资源丰富,常伴生铁、硫、砷、铋、钨、金、银等金属,综合利用价值高,对共伴生元素进行综合回收意义重大。 该类矿石中矿物嵌布关系复杂、结晶粒度不均匀,在选别过程中容易造成有价金属回收指标低、精矿产品含砷高等问题,尤其是砷的存在,不仅恶化铜精矿质量,而且也会影响冶金等后续作业。 如何降砷及提高有价伴生矿物的综合利用,一直是选矿的重要研究课题［1-7］。

云南某锡多金属矿选矿包括硫化矿混浮和选锡两大作业。 为了给锡石回收创造良好条件,现场选锡前采用混浮作业,将毒砂、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿等硫化物以及伴生银矿物富集至含铜粗精矿中。 本文以该铜粗精矿为研究对象,进行了铜砷分离试验,并在工艺过程中强化回收了银。

1 矿石性质

云南某锡多金属矿经硫化矿混浮后所得铜粗精矿主要化学成分分析结果见表1。 从表1 可见,该试样为高银高砷高硫的铜粗精矿。

表1 试样主要化学成分分析结果（质量分数）/%

MLA 矿物自动定量检测结果表明,试样中铜矿物以黄铜矿为主,有少量黝铜矿、铜蓝、斑铜矿、硫铋铜矿；银矿物和含银矿物有硫银铋矿、维硫铋铅银矿、硫砷铜银矿、黝铜矿；砷矿物和含砷矿物以毒砂为主,少量毒铁矿；硫铁类矿物主要是磁黄铁矿、黄铁矿和白铁矿；锡矿物主要以黝锡矿形式存在；少量方铅矿和辉铋矿、自然铋等存在；脉石矿物含量少,主要有黑云母、金云母、绿泥石、石英、高岭土和铁白云石等。

为了考查铜、砷、银在各粒级产品中的分布情况,对铜粗精矿进行了粒度筛水析试验,结果见表2。 结果表明,铜粗精矿中+0.020 mm 粒级产率最高。 其中,铜、砷金属分布的主要粒度范围为-0.074+0.010 mm,嵌布粒度较粗,在-0.020+0.010 mm 和-0.043+0.020 mm 粒级中铜、砷品位最高；银主要分布在细粒级中。

表2 铜粗精矿筛水析试验结果

2 试验研究

2.1 选矿原则流程

该铜粗精矿中,砷为杂质元素,而银为伴生有价贵金属,含量均较高。 铜砷分离时,需兼顾银的综合回收,提高回收率。 对该试样进行了摇床重选、弱磁选-强磁选和浮选探索铜砷分离试验,结果表明,摇床重选虽然可以获得高品位砷精矿,但铜精矿中砷含量仍很高；磁选对铜精矿降砷效果不明显；浮选前的脱药有利于降低砷含量,抑制剂用量增大,铜精矿中铜回收率与砷品位呈同步降低趋势,铜矿物的选择性强力捕收剂至关重要。 综上所述,确定选择浮选进行铜砷分离。

为使铜砷解离充分、更好地为降砷创造条件,对铜粗精矿进行再磨处理、脱药,选择适宜的浮选流程和药剂制度,在降砷浮铜的过程中,富集回收伴生银矿物,最后通过闭路试验对所得选别指标进一步考查。 试验原则流程见图1。

图1 试验原则流程

2.2 试验结果及讨论

2.2.1 磨矿细度对选别指标的影响

磨矿细度是影响浮选指标的关键因素之一。 对粗精矿的再磨处理,可以更好地改善金属矿物的单体解离状态,为再选提高品位降低杂质含量创造条件,进而获得良好的技术指标。 铜粗精矿中铜砷矿物在较粗粒级中分布,且各有用矿物的共生关系较为紧密,再磨作业十分必要。 矿石的磨矿细度既要保障目的矿物与脉石矿物单体解离,又要避免过磨对分选造成不利影响。为了寻找适宜的磨矿细度,在硫化钠、石灰、GSF 和GSB 用量分别为3 000、6 000、1 500 和20 g/t 条件下进行了再磨细度条件试验,结果见表3。

表3 磨矿细度对选别效果的影响

结果表明,铜、银品位均随磨矿细度增加有所提高,-0.043 mm 粒级含量从82%提高至85%时,其回收率呈略微降低趋势；而砷品位和回收率均随细度增加而降低。 综合考虑,在保证铜回收率较高的条件下尽可能回收银及控制有害元素砷的含量,确定磨矿细度-0.043 mm 粒级占82%为宜。

2.2.2 脱药剂种类及用量对指标的影响

脱药处理是混合精矿多金属分离的重要措施,如铜钼分离和铜铅分离等,其目的是最大限度地脱除矿浆中的残余捕收剂和解吸硫化矿物表面的捕收剂,从而降低矿物可浮性,为分离提供条件。 本试样为铜砷硫混合精矿,其表面吸附有多种药剂,为了使铜精矿中砷含量降至1.0%以下,分离作业前的脱药处理非常关键。 在磨矿细度-0.043 mm 粒级占82%,石灰、GSF 和GSB 用量分别为6 000、1 500 和20 g/t 条件下,进行了脱药剂种类及用量试验,结果见表4。

表4 脱药剂种类及用量对选别效果的影响

试验结果表明,经硫化钠脱药后,浮选泡沫现象明显好转,且砷回收率随硫化钠用量增大呈下降的趋势,银品位也稳步提升,当硫化钠用量为8 000 g/t与10 000 g/t 时,铜品位稳定在25%左右,砷含量也降至0.65%；经活性炭脱药后,虽然精矿中砷含量得以降低,但铜和银也受到一定程度的抑制。 同时考虑到生产中活性炭比硫化钠脱药效果更为敏感,因此确定以硫化钠为脱药剂,其适宜用量为8 000 g/t。

2.2.3 抑制剂用量对指标的影响

毒砂与黄铜矿的生成条件相似,导致在浮选有色金属硫化物时,毒砂等砷矿物常常混入精矿中,造成产品含砷过高,因此选择合适的毒砂抑制剂是抑砷浮铜工艺的关键。 石灰作为毒砂最常用的抑制剂之一,其效果显著且操作简单经济。 本试样以石灰与GSF 为抑制剂,在磨矿细度-0.043 mm 粒级占82%,脱药剂硫化钠用量8 000 g/t、GSF 和GSB 用量分别为1 500 和20 g/t 条件下,进行了抑制剂石灰用量对选别指标的影响试验,结果见表5。 其中GSF 为自主研发的、具有芳香族结构的有机药剂。

表5 石灰用量试验结果

表5 结果表明,抑制剂的添加可明显改善浮选指标,其中砷得到了有效控制,其含量由3.46%降至0.67%,回收率由3.15%降至0.36%。 且在回收率损失不大的情况下,铜和银品位也得到了一定提升,铜品位可达25.67%,银品位311.32 g/t,效果良好。 综合考虑回收率和品位的变化规律,确定石灰用量为6 600 g/t。

2.2.4 捕收剂用量对指标的影响

为了保证铜矿物的有效回收,并尽量降低砷含量,捕收剂性能需兼顾选择性与捕收性；同时考虑银的综合回收,有效定向富集至铜精矿中,捕收剂的选择性更为重要。 一方面,要求捕收剂对毒砂捕收力较弱,而对黄铜矿具有选择性；另一方面,对银矿物也有较强的捕收能力,尤其在以石灰为主抑制剂的中碱性矿浆中回收银,强选择性捕收的需求更为突出。 本文采用自主研发的,具有硫化羰基、炔基和酯基的组合捕收剂GSB作为黄铜矿捕收剂,在磨矿细度-0.043 mm 粒级占82%,硫化钠、石灰和GSF 用量分别为8 000、6 600 和1 500 g/t 条件下进行了捕收剂用量试验,结果见表6。

表6 捕收剂用量试验结果

试验结果表明,随着捕收剂用量增加,铜和银品位缓慢降低,在捕收剂用量增至50 g/t 后变化不明显,而砷含量基本无变化；铜、银和砷回收率均与捕收剂用量成正比关系,其中铜和银回收率变化更显著,均提高了近15 个百分点。 综合考虑,确定捕收剂GSB 用量为50 g/t。

2.3 浮选闭路试验

在各条件试验的基础上,进行了铜砷分离闭路浮选试验,工艺流程见图2,结果见表7。

图2 铜砷分离闭路试验流程

表7 铜砷分离闭路试验结果

试验结果表明,在给矿(粗精矿)铜、砷、银品位分别为1.71%、7.54%和41.46 g/t 条件下,通过“一粗、一扫、三精”闭路浮选,可获得铜品位19.16%、回收率80.31%的铜精矿,其中砷含量为0.81%；银含量富集至268.22 g/t,回收率为46.37%,试验指标良好。

3 结 论

1) 铜粗精矿中含砷矿物主要是毒砂,银矿物种类多样且具有综合回收价值,各矿物之间共生关系紧密,嵌布特征复杂,因此抑砷提质降杂,确定适宜工艺参数以综合回收有价元素成为技术关键。

2) 将铜粗精矿经硫化钠脱药后磨至-0.043 mm粒级占82%,使用石灰与有机药剂GSF 的组合抑制剂和酯类捕收剂GSB,在给矿铜、砷、银品位分别为1.71%、7.54%和41.46 g/t 条件下,获得了铜品位和回收率分别为19.16%和80.31%、银品位和回收率分别为268.22 g/t 和46.37%、砷含量0.81%的铜精矿。

3) 试样经脱药处理,解吸了含砷矿物表面吸附的浮选药剂,暴露出新鲜矿物表面,为铜砷分离创造了良好的条件,再采用有机与无机相结合的组合抑制剂抑制砷矿物,有效降低了铜精矿中的砷含量。