某低品位銅礦石浮選試驗

李海波

(靈寶金源礦業股份有限公司鼎盛分公司)

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某低品位銅礦石浮選試驗

李海波

(靈寶金源礦業股份有限公司鼎盛分公司)

為有效回收某低品位銅礦石，在對其礦石性質研究的基礎上進行了階段磨礦—階段浮選工藝試驗，即對粗粒級浮選拋尾獲得粗精礦，粗精礦再磨浮選獲得銅精礦。試驗經1粗4精2掃、粗精礦再磨浮選閉路試驗獲得了產率為7.59%，銅品位為18.60%，銅回收率為91.06%的滿意銅精礦。

銅浮選 捕收劑 階段磨礦 階段浮選 正交試驗

硫化銅礦是我國主要的銅資源，其儲量約占我國銅儲量的80%，硫化銅的可浮性好，但影響銅回收的因素也較多，如銅賦存礦物類型、脈石礦物類型、銅礦物嵌布粒度等[1]。對某銅礦石進行階段磨礦—階段浮選，即在粗粒級浮選拋尾獲得粗精礦，粗精礦再磨浮選獲得銅精礦，經1粗4精2掃、粗精礦再磨浮選閉路試驗獲得了滿意的銅精礦。

1 礦石性質

對試樣進行化學多元素分析及銅物相分析，其分析結果見表1、表2。

表1 試樣化學多元素分析結果 %

注：Au、Ag含量單位為g/t。

由表1可知，試樣銅含量為1.52%，硫含量為3.04%，金含量為0.16 g/t，銀含量為6.6 g/t；金、銀含量達到綜合回收品位，考慮綜合回收，在浮選選銅的過程會富集到銅精礦中。

表2 銅物相分析結果 %

由表2可知，礦石中銅主要以硫化物的形式存在，以氧化物存在的量很少，因此該礦石主要是對硫化銅的選別，屬易選礦石。

2 選礦試驗研究

原礦屬硫化銅礦石，目的礦物為銅，采用浮選工藝回收銅，金、銀富集在銅精礦中回收。

2.1 磨礦細度試驗

對礦物進行磨礦是為了使浮選過程中銅礦物有效的分離和富集，達到分選的目的。

在石灰用量為3 000 g/t、丁基黃藥用量為90 g/t、2#油用量為40 g/t的條件下進行不同磨礦細度試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表3。

圖1 浮選粗選磨礦細度條件試驗流程

由表3可知，隨磨礦細度的提高，精礦產率減少，精礦銅品位提高，精礦銅回收率先增加后減少；綜合考慮品位和回收率指標，選擇磨礦細度-0.074 mm 65%為宜。

2.2 浮選藥劑用量試驗

浮選藥劑包括調整劑(水玻璃、六偏磷酸鈉、CMC)，抑制劑(CaO、Na2SO3)，捕收劑(丁胺黑藥、丁基黃藥、MOS-2、KM-109、KM-219、MA、Z-200、DY-1、Y89、黃藥等)和起泡劑。為確定藥劑種類及藥劑用量的使用范圍，對上述分析藥劑進行了廣泛的探索試驗。探索試驗結果表明：調整劑可不加，抑制以CaO為佳，用量為2 000～5 000 g/t；捕收劑以MOS-2為佳[2]，用量為50～150 g/t；起泡劑采用2#油，用量為30～100 g/t，并在此基礎上進行了浮選藥劑用量條件試驗研究。

表3 浮選粗選磨礦細度試驗結果 %

由于浮選藥劑用量條件試驗因素較多，采用簡單比較試驗法與優選試驗法來安排試驗，不但試驗工作量大，且不能考慮因素間的交互作用；而采用簡化析因試驗法來安排試驗，即可減少試驗次數，又能達到因素間的均衡，同時提供的分析試驗信息比較豐富。為此，以不同的CaO、MOS-2、2#油藥劑用量為考察因素(依次為因素A、B、C)，每個因素各取3個水平，采用正交表L9(34)安排試驗。原礦為浮選作業給礦，浮選濃度為35%，浮選礦漿溫度為26 ℃(室溫)，試驗流程見圖2，試驗因素水平見表4，試驗結果見表5。

圖2 浮選藥劑用量試驗流程

水平各因素取值/(g/t)ABC120005030235001006035000150100

對表5試驗結果進行極差分析，分析結果見表6。

由表5、表6可知，①隨著CaO用量的增大，精礦銅品位提高，回收率降低，為保證精礦質量，CaO用量取水平2較為合適，即3 500 g/t；②精礦銅品位隨MOS-2用量的增大而減小，但精礦銅回收率隨MOS-2用量的增大而提高，故MOS-2用量選用水平2，即100 g/t；③隨2#油用量的增大，精礦銅品位減小，為保證精礦質量，2#油用量取水平2較為合適，即60 g/t；即試驗適宜的藥劑制度為CaO用量為3 000 g/t，MOS-2用量為100 g/t，2#油用量為60 g/t。

表5 粗選藥劑用量正交試驗結果

注：β(Cu)、ε(Cu)分別為精礦銅品位和銅回收率。

表6 粗選藥劑用量正交試驗極差分析結果%

2.3 開路試驗

為進一步提高精礦銅含量，進行了精選試驗研究，精選作業采用3次精選，精選1和精選2分別加入CaO，用量分別為600和300 g/t，精選3為空白精選；掃選作業采用2次掃選，掃選1補加捕收劑和起泡劑，藥劑用量減半，掃選1只補加用量為15 g/t的2#油。試驗流程見圖3，試驗結果見表7。

圖3 開路試驗流程

表7 開路流程試驗結果 %

由表7可知，原礦磨礦后經1粗3精2掃浮選開路流程選別后，獲得了產率為6.11%，銅含量為16.56%的浮選精礦；對該浮選銅精礦進行分析，其含有部分粗粒級的連生體，是影響精礦品位的主要原因，為進一步提高最終精礦銅品位，試驗采取先獲得粗精礦，粗精礦再磨的浮選工藝。

2.4 粗精礦再磨浮選試驗

對上述所得粗精礦作為原礦磨礦至-0.074 mm 65%進行浮選，粗選和掃選的精礦混合做為粗精礦，對粗精礦磨礦后進行浮選精選，即在精選前降低浮選粒度，其試驗流程見圖4，試驗結果見表8。

圖4 粗精礦再磨試驗流程

由表8可知，經磨礦降低入選粒度，銅精礦品位可以得到提高，開路產品銅精礦品位可達到21%左右，隨著磨礦細度的提高，精礦品位由20.02%提高到21.75%，產率降低，回收率由67.46%下降至63.32%，當磨礦細度大于-0.074 mm 85.2%時，銅精礦品位提高不大，但回收率下降較多，說明磨礦細度過細時容易造成銅礦物損失，所以綜合考慮，選擇再磨細度為-0.074 mm 85.2%。

表8 原礦浮選—粗精礦再磨不同細度浮選精選試驗結果 %

2.5 浮選閉路試驗

為保證精礦回收率，在開路試驗的基礎上進行了閉路流程試驗。閉路流程試驗浮選中礦順序返回，MOS-2用量略作調整，其余條件同開路試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表9。

表9 浮選閉路流程試驗結果 %

由表9可知，原礦磨礦至-0.074 mm 65%，經1粗4精2掃、中礦順序返回的浮選流程選別后，可獲得產率為7.59%、銅含量為18.60%，銅回收率為91.06%的銅精礦。

3 結 語

(1)某銅礦銅含量為1.52%，硫含量為3.04%，金含量為0.16 g/t，銀含量為6.6 g/t；金、銀含量達到綜合回收品位，在浮選選銅的過程會富集到銅精礦中；礦石中銅主要以硫化物存在，主要是對硫化銅的選別，屬易選銅礦石。

圖5 浮選閉路試驗流程

(2)原礦在較粗的磨礦細度下浮選即可獲得低品位的尾礦，說明粗粒級條件下藥劑能有效捕收銅礦物，但精礦經多次精選后其品位不高，主要是銅礦物沒能達到有效解離，所以為獲得合適的精礦品位和回收率，進行階段磨礦浮選，即浮選粗精礦再磨浮選流程。粗精礦再磨浮選獲得了品位和回收率較好的銅精礦，可達到節能降耗的目的。

(3)試驗結果表明，該低品位銅礦石經1粗4精2掃、粗精礦再磨浮選閉路試驗可獲得產率為7.59%，銅品位為18.60%，銅回收率為91.06%的銅精礦。

[1] 李宗站，劉家弟，王振玉，等.國內銅硫分離研究現狀[J].現代礦業，2010(3)：12-15.

[2] 余新陽，周 源.銅硫分離中無機抑制劑的研究[J].礦業工程，2005，25(4)：33-35.

2016-09-02)

李海波(1971—)，男，經理，助理工程師，472542 河南省靈寶市陽平鎮桑園村。