剛果(金)SICOMINES銅鈷礦浮選-磁選工藝優化研究

范海寶 高丹校 王 順 李 勇 張自旭

(華剛礦業股份有限公司，北市100083)

由于銅、鈷金屬具有優良的理化性質，隨著全球經濟的發展，銅、鈷金屬在傳統工業領域和新興領域均得到廣泛應用。然而，隨著資源的開發，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、有用礦物組成復雜、選礦回收率較低的特點，且礦石中部分銅、鈷元素類質同象進入褐鐵礦、銅鈷錳氧化結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—磁選聯合工藝處理該礦石，以提高礦石的銅、鈷的作業回收率。

然而，由于該磁選工藝富集比較低，磁選精礦產率大，精礦品位較低，實際生產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%)，導致磁選精礦銅、鈷浸出率較低(實際生產磁選精礦的銅、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濟效益較差。因此，對磁選精礦進行再磨再選技術研究，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率，減少冶煉系統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濟效益。

1 原礦礦石性質和現有工藝情況

1.1 原礦性質

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 原礦多元素分析結果

表3 原礦鈷物相分析結果

1.2 現有工藝情況

現有工藝為浮選—磁選聯合工藝回收銅、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，強磁粗選參數為場強0.4 T、脈沖15 Hz、轉環頻率25 Hz，強磁掃選參數為場強0.6 T、脈沖10 Hz、轉環頻率30 Hz。選礦原則工藝流程見圖1，生產技術指標見表4。

圖1 選礦原則工藝流程圖

表4 生產技術指標

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%硫酸調節浸出礦漿酸度。試驗結果見表5。

表5 磁選精礦浸出試驗結果

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，實際生產過程中，由于磁選精礦的浸出渣量大，導致浸出渣進入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 磁選精礦性質和試驗方法

2.1 磁選精礦性質

取磁選精礦樣品粒度篩析結果見表6。

表6 磁選精礦粒度篩析結果

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，磨礦時間試驗結果見圖3。根據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 起泡劑用量試驗結果

3.5 全流程試驗

根據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，根據生產實踐經驗，掃選次數定為六次，粗掃選均采用開路流程，具體工藝流程見圖8，試驗結果見表7。

圖8 試驗流程圖

表7 全流程試驗結果

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。磁選精礦經過推薦的選礦工藝流程，可獲得產率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%硫酸調節浸出礦漿酸度。試驗結果見表8。

表8 再磨再浮選精礦浸出試驗結果

由表8可知，磁選精礦再磨再浮選精礦在常規浸出條件下可以實現較好的浸出效果，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，精礦產率僅為18.48%，實現低輔料浸出，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 改進前后經濟效益對比

結合以上選礦和浸出試驗結果，根據生產規模、生產指標和生產成本，磁選精礦再磨再浮選經濟效益情況見表9。原礦年處理量為460萬t/年，按照磁選精礦產率10%計，每年生產磁選精礦46萬t；按照再磨礦再浮選產率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濟效益上看是可行的。

表9 磁選精礦再磨再浮選經濟效益情況

5 結論

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，經過一次粗選六次掃選的全開路浮選工藝流程，可獲得產率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，可獲得較好的經濟效益。