某鐵礦及伴生銅鋅礦物的回收試驗研究

鄧麗紅，周曉彤，關 通，付廣欽

(1.稀有金屬分離與綜合利用國家重點試驗室，廣東 廣州 510650；2.廣東省科學院資源綜合利用研究所，廣東 廣州 510650；3.廣東省礦產(chǎn)資源開發(fā)和綜合利用重點實驗室，廣東 廣州 510650)

我國鐵礦石資源豐富，但多數(shù)為貧、雜、細的伴生礦，資源利用率低，對外依存度高。 近年來，隨著國際鐵礦石供應的波動，鐵礦石自主供應不足導致的矛盾愈發(fā)突出，如何高效、清潔開發(fā)利用低品位難選鐵礦石已成為保障我國經(jīng)濟健康發(fā)展的迫切需求[1-4]。

遵循“早收早丟”和節(jié)能降耗的原則，對低品位細粒嵌布的鐵礦石，國內(nèi)大多數(shù)鐵礦采用弱磁預選、鐵粗精礦再磨再選的工藝回收鐵精礦，對其伴生的硫化礦，則通過浮選從尾礦中回收。某伴生銅、鋅礦物的鐵礦，鐵礦物主要為磁鐵礦，鐵、銅、鋅品位低、嵌布粒度細，部分磁鐵礦的結晶粒度小于0.03 mm，如何低能耗地實現(xiàn)鐵礦物的單體解離、實現(xiàn)銅、鋅礦物的有效分離是獲得高品質鐵精礦和有效回收黃銅礦和閃鋅礦的關鍵。

銅、鋅分離主要采用抑鋅浮銅工藝[5]，具體又分為銅鋅混合浮選-銅鋅分離和銅優(yōu)選浮選-鋅浮選兩種主要方案。對比試驗發(fā)現(xiàn)，試驗礦樣中鋅含量比銅含量高，部分鋅礦物可浮性很好，如果采用銅鋅混合浮選-銅鋅分離方案，難以獲得合格品位且回收率高的銅精礦，同時較難控制銅精礦中鋅的損失率，因此選擇了銅浮選-鋅浮選的試驗流程。試驗結果表明，對試驗礦樣采用細磨-弱磁選回收鐵礦物，石灰+水玻璃+硫化鈉為抑制劑、DY1+乙黃藥為捕收劑抑鋅浮銅的選礦工藝，獲得了較為理想的試驗指標，為低品位鐵礦及伴生多金屬資源的開發(fā)利用提供了研究途徑。

1 原礦性質

1.1 化學組成及物相分析

原礦多元素化學分析結果見表1。 由表1可知，原礦中TFe、Cu、Zn品位分別為25.780%、0.240%、0.330%，主要可回收的金屬元素Fe、Cu、Zn的含量較低，可考慮綜合回收。

表1 原礦多元素分析結果Table 1 Multi-element analysis results of ore

對原礦進行了鐵物相分析、銅物相分析、鋅物相分析，結果表明：原礦中鐵主要以磁鐵礦形式存在，分布率為82.26%，其次為赤鐵礦和褐鐵礦，分布率為11.88%，黃鐵礦分布率為5.86%；銅主要以硫化銅的形式存在，其中，原生硫化銅和次生硫化銅的分布率分別為91.67%、3.33%，自由氧化銅和結合銅的分布率為5.00%；鋅主要以硫化鋅的形式存在，分布率為93.94%，氧化鋅的分布率為6.06%。

1.2 礦物組成及嵌布特性

通過MLA礦物自動檢測系統(tǒng)、顯微鏡下鑒定，查明礦石中金屬礦物主要有磁鐵礦、褐鐵礦、赤鐵礦、白鎢礦、錫石、黃銅礦、閃鋅礦、黃鐵礦、輝鉍礦、自然鉍等，主要脈石礦物為方解石、綠簾石、螢石、云母、石榴石、石英等。

礦石中的磁鐵礦多以細粒狀，不規(guī)則分布在脈石礦物中，粒度一般為0.02～0.15 mm，最小為0.006 mm，最大為0.400 mm。部分磁鐵礦呈峰窩狀溶蝕孔洞而被脈石充填交代。赤鐵礦、褐鐵礦與磁鐵礦嵌布關系緊密，多沿磁鐵礦邊緣和晶隙進行交替，甚至完全包裹磁黃鐵礦。

原礦中黃銅礦、閃鋅礦、黃鐵礦、褐鐵礦嵌布關系十分復雜，黃銅礦、閃鋅礦多充填在黃鐵礦、磁鐵礦、褐鐵礦裂隙和孔洞中，黃銅礦、閃鋅礦常相互嵌布、部分閃鋅礦分布乳濁狀的黃銅礦，難以解離。黃銅礦的嵌布粒度一般為0.03～0.20 mm，閃鋅礦的嵌布粒度一般為0.008～0.250 mm。

1.3 解離度測定

不同磨礦細度下鐵礦單體物解離度測定結果見表2。由表2可知，+0.043 mm粒級的鐵礦物解離度不高，當磨礦細度為94.42%-0.074 mm時，鐵礦物總解離度只有88.59%，表明鐵礦物的嵌布粒度很細。

表2 不同磨礦細度鐵礦物解離度測定結果Table 2 Results of the liberation rate of iron withdifferent grinding fineness

2 試驗結果與討論

2.1 磨礦細度的確定

磨礦細度試驗采用一次粗選一次精選的磁選流程，粗選和精選的磁場強度均為0.35 T。磨礦細度對鐵精礦指標的影響見圖1。

由圖1可知，當磨礦細度從-0.074 mm含量70.31%增加至75.25%時，鐵精礦中鐵回收率從85.42%下降至84.40%，鐵品位從48.01%上升至54.07%，鐵精礦中銅、鋅損失率均明顯下降；當磨礦細度-0.074 mm含量大于75.25%時，鐵精礦中銅、鋅損失率變化較少，鐵的選礦效率下降；當磨礦細度增加至-0.074 mm含量94.42%時，鐵精礦中鐵品位少于60%，鐵回收率下降至78.28%，說明磁鐵礦的嵌布粒度細，需要進一步細磨才能獲得鐵品位大于60%的鐵精礦。

圖1 磨礦細度對鐵精礦指標的影響Fig.1 Influence of iron concentrate index withdifferent grinding fineness

磨礦細度-0.074 mm含量分別為75.25%和70.31%時，鐵精礦中鐵的回收率相近，選礦效率計算見式(1)。

E=ε-γ

(1)

式中：E為鐵精礦中鐵的選礦效率，%；ε為鐵精礦中鐵的回收率，%；γ為鐵精礦產(chǎn)率，%。

由圖1可知，磨礦細度為70.31%-0.074 mm時，鐵回收率為85.42%，鐵精礦產(chǎn)率為45.87%，可得回收率為39.55%；磨礦細度為75.25%-0.074 mm時，鐵回收率為84.40%，鐵精礦產(chǎn)率為40.24%，可得回收率為44.16%，E75.25%>E70.31%。此外，磨礦細度為70.31%-0.074 mm時，鐵精礦中銅、鋅的損失率分別為19.11%、12.51%；磨礦細度為75.25%-0.074 mm時，鐵精礦中銅、鋅的損失率分別為14.25%、9.76%。綜合考慮鐵精礦中鐵的選礦效率和銅、鋅礦物的損失率，一段磨磨礦細度選擇-0.074 mm含量75.25%。

2.2 再磨細度對鐵精礦回收的影響

粗精礦再磨試驗流程為一次粗選一次精選，粗選和精選的磁場強度均為0.35 T，再磨細度對鐵精礦指標的影響見圖2。由圖2可知，當再磨細度從90.20%-0.043 mm提高至95.30%-0.043 mm時，鐵精礦品位從64.30%Fe提高至66.02%Fe，作業(yè)回收率從89.23%下降至88.96%，銅、鋅的作業(yè)損失率下降；當再磨細度大于95.30%-0.043 mm時，鐵精礦品位沒有明顯變化，鐵回收率下降，銅、鋅的作業(yè)損失率變化較少，綜合考慮鐵精礦中鐵品位、回收率和銅、鋅的損失率，再磨細度選擇95.30%-0.043 mm。

圖2 再磨細度對鐵精礦的影響Fig.2 Influence of iron concentrate index withdifferent regrinding fineness

2.3 調(diào)整劑對銅浮選的影響

對于銅、鋅分離，許多研究表明，Cu2與硫的結合能力強于Zn2+，在浮選過程中，吸附在閃鋅礦表面生成銅的硫化膜，使其表現(xiàn)出與黃銅礦完全類似的浮選行為[5-7]，是銅鋅礦物分離困難的主要原因之一[8]。閃鋅礦的非氰化物類無機鹽抑制劑主要有硫酸鋅、亞硫酸鈉、硫化鈉等[9]。在堿性礦漿中，硫酸鋅水解生成親水性膠體物質HZnO2-和ZnO2-，吸附在閃鋅礦表面，增強其親水性的同時減弱捕收劑的吸附，從而抑制閃鋅礦[10-11]。硫化鈉、亞硫酸及其鹽類屬于強氧化性抑制劑，它們能還原礦漿中的Cu2+，從而減弱、消除Cu2+離子對閃鋅礦的活化作用，同時能夠清洗黃銅礦表面的氧化膜，使其暴露出反應活性更強的表面，從而使黃銅礦易于浮選。水玻璃對礦泥有分散作用，同時也是硅酸鹽類礦物的有效抑制劑。

根據(jù)試驗礦樣的礦石性質，進行了以硫酸鋅、水玻璃、硫酸鋅+亞硫酸鈉(1∶1)、硫化鈉+水玻璃為調(diào)整劑的銅浮選試驗。

原礦經(jīng)磨礦磁選的非磁產(chǎn)品與粗精礦再磨磁選后的非磁產(chǎn)品合并為銅浮選給礦，其中磨礦細度-0.074 mm含量75.25%，再磨細度-0.043 mm含量95.30%，磁場強度均為0.35 T。 銅浮選浮選固定條件：石灰用量600 g/t、捕收劑DY1用量13 g/t、乙黃藥用量20 g/t，調(diào)整劑用量600 g/t，試驗流程為一次粗選，其中DY1為廣東省資源綜合利用研究所研制的對銅礦物有較好選擇性捕收作用的新型藥劑。銅浮選試驗結果見表3。

表3 銅浮選調(diào)整劑選擇試驗銅精礦指標Table 3 Copper concentrate index of copperflotation adjustment test

由表3可知，不加調(diào)整劑時，銅精礦品位2.27%Cu、回收率為80.07%，銅精礦中鋅品位1.21%、回收率為29.40%；調(diào)整劑分別為硫酸鋅、硫酸鋅+亞硫酸鈉(1∶1)時，銅精礦銅回收率為78%～79%、鋅品位和回收率下降；調(diào)整劑為硫化鈉時，鋅品位和回收率均較低，但銅回收率也較低；調(diào)整劑為水玻璃時，銅精礦中銅品位提高，鋅品位與鋅回收率與不加調(diào)整劑時相近；調(diào)整劑為水玻璃+硫化鈉時，銅回收率接近79%，銅品位較高，鋅回收率較低。由此可見，在調(diào)整劑用量為600 g/t時，對銅礦物抑制作用大小為：硫化鈉>硫酸鋅≈水玻璃≈水玻璃+硫化鈉(1∶1)>硫酸鋅+亞硫酸鈉(1∶1)。對鋅礦物抑制作用大小為：硫化鈉≈水玻璃+硫化鈉(1∶1)>硫酸鋅+亞硫酸鈉(1∶1)>硫酸鋅>水玻璃。

銅浮選調(diào)劑選擇試驗結果表明：在用量為600 g/t時，硫化鈉對鋅礦物的抑制作用較好，但對銅有一定的抑制作用，在硫化鈉300 g/t的基礎上加入300 g/t水玻璃，對鋅礦物的抑制作用較好且對銅礦物的抑制作用較弱，因此分別進行了硫化鈉和硫化鈉+水玻璃(1∶1)的用量試驗，以考查它們對銅浮選的影響。

2.4 硫化鈉用量對銅浮選的影響

硫化鈉用量試驗結果見圖3。由圖3可知，隨著硫化鈉用量的增加，銅精礦中鋅的品位及回收率均下降；硫化鈉用量少于200 g/t時，銅的品位和回收率變化較少，硫化鈉用量大于200 g/t，銅品位緩慢上升，回收率下降。單獨采用硫化鈉為調(diào)整劑，用量300 g/t左右時，銅浮選指標較好，此時銅精礦中銅品位2.32%，回收率76.88%，鋅品位0.87%、鋅回收率19.86%。

圖3 硫化鈉用量對銅浮選的影響Fig.3 Effect of Na2S dosage on copper flotation

2.5 水玻璃用量對銅浮選的影響

固定硫化鈉用量300 g/t，水玻璃用量試驗結果見圖4。由圖4可知，固定硫化鈉用量300 g/t，隨著水玻璃用量的增加，銅精礦中鋅品位和回收率先下降后趨于平穩(wěn)，銅品位保持平穩(wěn)，當水玻璃用量300 g/t時，銅品位2.71%，回收率79%，水玻璃用量大于300 g/t，銅回收率下降。因此添加水玻璃有利于銅的回收，水玻璃用量300 g/t為宜。

圖4 水玻璃用量對銅浮選的影響Fig.4 Effect of Na2SiO3 dosage on copper flotation

2.6 全流程試驗

采用粗精礦再磨流程回收鐵礦物，采用石灰+硫化鈉+水玻璃的組合調(diào)整劑，DY1、乙黃藥為捕收劑，二次粗選+二次掃選+三次精選+一次精掃選的浮選流程回收銅礦物；采用硫酸銅為活化劑、丁黃藥+2#油為捕收劑的浮選流程回收鋅礦物，閉路流程試驗見圖5，試驗結果見表4。

表4 閉路試驗結果Table 4 Results of locked-circuit test

圖5 閉路試驗流程Fig.5 Floesheet of locked-circuit test

礦樣經(jīng)磁選、銅浮選、鋅浮選，得到鐵品位66.02%、回收率80.22%的鐵精礦，銅品位19.03%、回收率55.60%的銅精礦和鋅品位48.20%、回收率65.88%的鋅精礦，礦石中的鐵礦物、銅礦物和鋅礦物得到了有效回收。

對所獲精礦進行產(chǎn)品質量分析，結果顯示，鐵精礦中SiO2=5.17%、S=0.08%、P=0.032%、As<0.005%、Pb<0.01%、Zn=0.07%、Cu=0.10%，雜質含量較低。銅精礦中Zn=2.31%、MgO=2.5%、As=0.025%。鋅精礦中Cu=3.17%、Pb=0.05%、Fe=7.61%、As=0.05%、SiO2=4.06%、F<0.01%。經(jīng)顯微鏡下鑒定，鋅精礦中黃銅礦與閃鋅礦呈包裹狀態(tài)存在，難以解離，是造成其含量較高的主要原因。

3 結 論

1) 對品位25.78%Fe、0.24%Cu、0.33%Zn、0.064%WO3、0.17%Sn的多金屬鐵礦，采用磁選-銅優(yōu)選浮選-鋅浮選的選礦工藝，獲得鐵品位66.02%鐵礦精礦的同時，綜合回收了銅礦物和鋅礦物，其中銅精礦品位19.03%、回收率55.09%，鋅精礦品位48.20%、回收率65.30%。

2) 在銅浮選中采用石灰+硫化鈉+水玻璃的組合調(diào)整劑，DY1、乙黃藥為捕收劑；在鋅浮選中采用硫酸銅為活化劑、丁黃藥+2#油為捕收劑，實現(xiàn)了伴生低品位銅、鋅礦物的有效回收。

3) 對鋅浮選尾礦進行重選回收鎢、錫探索試驗，到鎢品位23.92%、錫品位19.04%，鎢回收率30.20%、錫回收率9.72%的鎢錫混合精礦，回收率較低，原因是在鋅浮選尾礦中，錫石的粒度一般為0.008～0.030 mm，相當一部分的錫石過粉碎，可考慮浮選法回收。