云南騰沖某極難選銅礦選礦試驗*

何姜毅

(隴東學院能源工程學院)

?

云南騰沖某極難選銅礦選礦試驗*

何姜毅

(隴東學院能源工程學院)

對云南騰沖某極難選銅礦石進行了一系列的選礦試驗。結果表明，該礦石為高氧化率、高結合率、高含泥的極難處理混合銅礦石。當磨礦細度為-0.074 mm占90%，以新研制的GN-09為調整劑，硫酸銨、乙二胺磷酸鹽和Na2S為活化劑，異戊基黃藥+丁胺黑藥為捕收劑，采用1粗3精2掃流程處理，可獲得銅品位為8.32%、含金4.80 g/t、含銀341.90 g/t，銅、金、銀回收率分別為46.17%、67.51%、43.92%的初級銅精礦。

混合銅礦石硫化浮選GN-09異戊基黃藥

銅是用量僅次于鐵、鋁的金屬,被廣泛用于電氣、機械制造、航空航天、國防等工業領域。然而隨著資源的消耗，易選銅礦越來越少，礦石向貧、細、雜方向發展，因此，加大對復雜難選銅礦石的開發研究顯得尤為重要。目前，復雜難選銅礦石的處理方法主要有氨浸[1-2]、酸浸[3-4]、細菌浸出[5]、選冶聯合[6-7]、硫化浮選[8-9]、離析—浮選等方法[10]。

云南騰沖某銅礦石為高結合率、高氧化率復雜難選銅礦石。目前，選礦廠采用浮選工藝處理，在藥劑用量非常大的情況下，精礦銅品位僅為7%～7.5%、回收率僅為40%左右，技術經濟指標均不理想。為改善選礦廠的技術經濟指標，對有代表性礦石進行了選礦工藝研究。

1　礦　樣

礦石中的主要礦物為方解石、透輝石、輝石、含鐵輝石、石英和鈣鐵石榴石；主要氧化銅礦物為藍銅礦和孔雀石，膽礬少量，主要硫化銅礦物為鋅黃錫礦。礦石主要化學成分分析結果見表1，銅物相分析結果見表2。

表1　礦石主要化學成分分析結果 %

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

表2　礦石銅物相分析結果 %

從表1可以看出，銅是礦石中主要回收元素，金、銀有綜合回收價值；礦石中堿性脈石礦物CaO與MgO總含量為47.70%，因此該礦石不適合酸浸。

從表2可以看出，氧化銅占總銅的64.93%，其中結合氧化銅占總銅的25.97%。

2　試驗結果與討論

礦石性質分析表明，該礦石結合率高，氨浸不能取得好的效果；礦石中含有大量的堿性脈石礦物，因此也不適合酸浸。探索試驗確定的銅回收工藝為浮選工藝。

2.1粗選條件試驗

粗選條件試驗流程見圖1。

圖1　條件試驗流程

2.1.1磨礦細度試驗

磨礦細度試驗的活化劑硫化鈉用量為1 000 g/t，異戊基黃藥為1 000 g/t，調整劑硫酸銨為500 g/t，試驗結果見圖2。

圖2　磨礦細度試驗結果▲—品位;■—回收率

由圖2可知，隨著磨礦細度的提高，粗精礦銅品位下降，回收率上升。綜合考慮，確定磨礦細度為-0.074 mm占90%。

2.1.2硫化鈉用量試驗

硫化鈉能在氧化銅礦表面形成硫化銅薄膜，使捕收劑易吸附于礦物表面，增強氧化銅礦物表面的疏水性，但硫化鈉用量過大會抑制硫化銅礦物的上浮；且適量的硫化鈉有分散礦泥的作用。硫化鈉用量試驗的磨礦細度為-0.074 mm占90%，異戊基黃藥為1 000 g/t，硫酸銨為500 g/t，試驗結果見圖3。

由圖3可知，當硫化鈉用量為1 500 g/t時，粗精礦銅品位為1.75%、回收率為39.97%，兩指標同時達到最大值。因此，確定硫化鈉粗選1用量為1 500 g/t。

圖3　硫化鈉用量試驗結果▲—品位;■—回收率

2.1.3異戊基黃藥用量試驗

異戊基黃藥用量試驗的磨礦細度為-0.074 mm占90%，硫化鈉用量為1 500 g/t，硫酸銨為500 g/t，試驗結果見圖4。

圖4　異戊基黃藥用量試驗結果▲—品位;■—回收率

由圖4可知，隨著異戊基黃藥用量的增大，粗精礦銅品位呈先快后慢的下降趨勢，回收率先上升后下降。綜合考慮，確定異戊基黃藥粗選1用量為500 g/t。

2.1.4硫酸銨用量試驗

適量的硫酸銨對礦物硫化有促進作用，其作用主要表現為催化效應、穩定效應和疏水效應。因此進行硫酸銨用量試驗非常必要。硫酸銨用量試驗的磨礦細度為-0.074 mm占90%，硫化鈉用量為1 500 g/t，異戊基黃藥用量為500 g/t，試驗結果見圖5。

圖5　硫酸銨用量試驗結果▲—品位;■—回收率

由圖5可知，硫酸銨用量為1 500 g/t時，粗精礦銅品位和回收率均最高，故確定硫酸銨粗選1用量為1 500 g/t。

2.2掃選次數試驗

為了提高銅回收率，確定合適的掃選次數非常重要，試驗流程見圖6，試驗結果見表3。

圖6　掃選次數試驗流程

表3　掃選次數試驗結果 %

從表3可見，掃選1、掃選2對提高銅回收率的效果非常顯著；掃選3仍可提高銅回收率1.85個百分點，且中礦3的銅品位超過原礦銅品位，對銅有一定的富集效果。因此，確定掃選次數為3次。

2.3精選次數試驗

要提高精礦銅品位，就需要對粗精礦進行精選。基于中礦1銅品位與粗精礦銅品位較接近，且為了提高精礦銅回收率，以粗精礦+中礦1為精選次數試驗給礦，試驗流程見圖7，結果見表4。

圖7　精選次數試驗流程

表4　精選次數試驗結果 %

從表4可見，3次精選僅能獲得銅品位為9.67%的銅精礦，說明精選次數增加并不能顯著提高精礦銅品位，且過多的精選次數還會顯著影響銅回收率。因此，確定精選次數為3次。要進一步提高精礦銅品位，對銅精礦進行再磨再選不僅工藝流程過于復雜，且生產成本較高。故未再進一步進行再磨再選試驗。

2.4閉路試驗

在進行閉路試驗時發現，適量添加新型調整劑GN-09可以降低藥劑的消耗，并且可以抑制微細粒礦泥的上浮，因此，在粗選中加入300 g/t的GN-09；由于原礦中含有一定量的金、銀，故添加少量金、銀的高效捕收劑丁胺黑藥；乙二胺磷酸鹽對氧化銅的活化有顯著效果，因此,在粗選中添加少量乙二胺磷酸鹽。閉路試驗流程見圖8，結果見表5。

表5　閉路試驗結果 %

注：Au、Ag的品位單位為g/t。

從表5可以看出，采用圖8所示的流程處理該礦石，可獲得銅品位為8.32%、含金4.80 g/t、含銀341.90 g/t，銅、金、銀回收率分別為46.17%、67.51%、43.92%的銅精礦。礦石中金、銀均得到了一定程度的富集。

3　結　論

(1)云南騰沖某銅礦石為高結合率、高氧化率復雜難選銅礦石。礦石中的主要礦物為方解石、透輝石、輝石、含鐵輝石、石英和鈣鐵石榴石；主要氧化銅礦物為藍銅礦和孔雀石，膽礬少量，主要硫化銅礦物為鋅黃錫礦。礦石中主要回收元素銅品位為0.78%，氧化銅占總銅的64.93%，其中結合氧化銅占總銅的25.97%，金、銀有綜合回收價值。

(2)選礦廠在藥劑用量非常大的情況下采用浮選工藝處理，僅能獲得銅品位為7%～7.5%、回收率為40%左右的銅精礦。

圖8　閉路試驗流程

(3)采用2粗3精2掃、中礦順序返回流程處理該礦石，獲得了銅品位為8.32%、含金4.80 g/t、含銀341.90 g/t，銅、金、銀回收率分別為46.17%、67.51%、43.92%的銅精礦。該指標較現場指標有明顯提高。

[1]程泰,單慶生.新疆某低品位氧化銅礦氨浸試驗研究[J].黃金,2014(8):60-64.

[2]Liu Zhixiong,Yin Zhoulan,Hu huiping,et al.Leaching kinetics of low-grade copper ore with high-alkality gangues in ammonia-ammonium sulphate solution[J].Journal of Central South University of Technology,2012(1):77-84.

[3]孔令采,李正要.贊比亞某復雜銅礦預處理—酸浸提銅試驗[J].現代礦業,2014(10):45-50.

[4]呂夢陽,文書明,劉建，等.云南楚雄難處理氧化銅礦酸浸試驗研究[J].礦產綜合利用,2012(2):21-23.

[5]王洪江,熊有為,吳愛祥，等.產氨細菌浸出堿性氧化銅礦[J].北京科技大學學報,2013(9):1126-1130.

[6]劉丹.高結合率混合銅礦選冶新工藝試驗研究[D].昆明：昆明理工大學，2010.

[7]王伊杰,文書明，劉丹，等.難處理高結合率氧化銅礦選冶聯合工藝研究[J].昆明理工大學學報,2013(5):28-34.

[8]Ge Baoliang,Fu Yanxiong,Li Qing.A copper oxide ore treatment by flotation[J].Advanced Materials Research,2013(1):230-233.

[9]馮致,戈保梁.云南某難選混合銅礦選礦試驗研究[J].礦產綜合利用,2010(6):3-6.

[10]程連秀,劉中華.難選氧化銅礦離析-浮選試驗研究[J].新疆有色金屬,2003(1):15-17.

Beneficiation Experiment on a Refractory Copper Ore from Tengchong, Yunnan Province

He Jiangyi

(Energy Engineering Institute, Longdong University)

A series of beneficiation experiments study on refractory copper ore from Yunnan Province were conducted. Results indicated that the ore is a refractory mixed copper ore with high oxidation rate, high combination rate and high sliming. When grinding fineness is 0.074 mm passing 90%, with the newly developed GN-09 as adjusting agent, ammonium sulfate, ethylenediamine phosphate and Na2S as activator, isoamyl xanthate+butylamine aerofloat as collector, via one roughing-three cleaning-two scavenging process, copper concentrate with 8.32% Cu, 4.80 g/t Au, 341.90 g/t Ag, and Cu, Au, Ag recovery of 46.17%, 67.51%, 43.92% were obtained.

Mixed copper ore, Sulphidizing flotation, GN-09, Sodium isoamyl-xanthate

2016-06-26)

*甘肅省高等學校科研項目(編號：2014B-096)。

何姜毅(1982—)，男，講師，碩士，745000 甘肅省慶陽市西峰區蘭州路45號。