謙比希銅礦的選礦指標優化實驗

袁喜振，蘇敏，鄧林欣，胡欽印，孫春寶

(1.中國有色礦業集團非洲礦業有限公司，贊比亞 基特韋 22592；2.北京科技大學 土木與資源工程學院，北京 100083)

銅在國計民生、國防工程等領域發揮著重要的作用[1]，我國銅礦資源匱乏，已查明儲量僅占世界儲量的5.45%，人均占有量更低[2]。因此，積極拓展海外市場對于保證我國銅資源開發利用的持續發展具有重要的戰略意義。

謙比希銅礦位于世界著名的中非新元古代沉積型銅（-鈷）礦帶上，由主礦體、西礦體、東南礦體組成。其中，隨著主礦體原生硫化銅礦的日益銳減，如何更經濟有效的開發利用西礦體，成為謙比希銅礦發展的重點[3-5]。鑒于此情況，國內外選礦工作者開展了一系列研究工作。方萍[6]等對謙比希混合銅礦石進行浮現實驗，得到銅品位為25.89%、回收率為83.44%的技術指標。蘇敏[2,7,8]等分別從優化浮選藥劑制度、優化西礦體磨礦工藝及考察有用礦物的解離特性與可浮性等方面提高選礦指標，最終得到銅品位27.51%、回收率90.65%的銅精礦。

本文將以謙比希西礦體銅礦石為研究對象，通過增加中礦及尾礦再磨[9-12]等優化手段，近一步降低尾礦中含銅連生體，進而最大程度的優化選礦指標。

1 礦石性質

樣品中的主要金屬礦物為黃銅礦和斑銅礦，含少量黃鐵礦和輝銅礦，其中黃銅礦為主要銅礦物。原礦化學成分分析結果見表 1。銅物相分析結果見表2。

表1 原礦化學多元素分析結果/%Table 1 Analysis results of multi-elements of the raw ore

表2 礦石銅物相分析結果Table 2 Copper phase analysis results of the ore

由表2可知，礦石氧化率僅為2.27%，是典型的硫化銅礦。

由圖1可知，原礦中銅礦物的嵌布粒度不均勻。黃銅礦呈它形粒狀，星點狀不均與分布，粒徑差異較大，主要介于0.005～0.10 mm之間，部分顆粒<0.005 mm。多與斑銅礦共生，交代黃鐵礦，少量與閃鋅礦連生，局部被藍輝銅礦交代。原礦中脈石礦物含量較高，主要為正長石、石英、黑云母、白云母和白云石，少量方解石、鈉長石、磷灰石和綠泥石。

圖1 原礦中礦物嵌布狀況（顯微鏡下照片）Fig .1 Distribution of minerals in the ore (the photos taken by microscope)

2 結果與討論

2.1 中礦再磨對浮選指標的影響

對在磨礦細度-0.074 mm 70%，石灰用量600 g/t，丁基黃藥用量40 g/t，2#油用量25 g/t的實驗條件下浮選得到的粗選尾礦進行鏡下分析，所得結果見圖2。

圖2 粗選尾礦中的銅礦物嵌布情況Fig .2 Distribution of minerals in the roughing tailings (the photos taken by microscope)

由圖2可知，粗選所得尾礦中銅礦物主要以連生體形式存在，部分細粒銅礦物完全被包裹在大顆粒的脈石礦物中，這與原礦的MLA分析結果一致[7]。若不進行再磨，這部分銅礦物難以回收。基于此原因，考察中礦再磨后再選對浮選指標的影響。實驗按照圖3的流程和藥劑制度進行。

圖3 中礦再磨再選實驗流程Fig. 3 Flow chart of middling regrinding and reconcentration test

對浮選精選和掃選所得中礦再磨后再選，再磨細度為90% -0.074 mm，實驗結果見表3。

表3 中礦再磨再選實驗結果Table 3 Results of middling regrinding and reconcentration test

實驗結果表明，中礦經再磨再選后所得精礦的銅品位高達29.27%，回收率為53.86%；尾礦的銅品位為0.91%，損失于尾礦中的金屬量占中礦總金屬量的9.54%。由此可見，通過中礦再磨進一步提高最終精礦的銅回收率是可行的。

2.2 尾礦再磨對浮選指標的影響

為考察造成銅礦物損失于尾礦中的原因，明確該礦石可以到達的理論回收率，按圖4的實驗流程和藥劑制度對二段掃選的尾礦進行了進一步的細磨及多段掃選，結果見表4。

圖4 尾礦再磨再選實驗流程Fig .4 Flowsheet of tailings regrinding and reconcentration test

由表4可知，最終尾礦的銅品位僅為0.088%，尾礦銅損失3.17%。由此可見，銅礦物的解離度不夠是造成金屬量損失于尾礦中的主要原因，增加磨礦細度有利于最終銅精礦回收率的提高。

2.3 改質機對浮選指標的影響

改質機又稱超級攪拌機，是用來提供強紊流場的浮選調漿設備。與普通的攪拌桶相比，具有以下特點：（1）其葉輪直徑與筒體直徑的比值大，在同等轉速下能夠產生更強的紊流場；（2）超級攪拌機葉輪為直齒輪型，強化了葉輪壁面剪切作用，使得葉輪區的混合效果得到強化；（3）超級攪拌機內添加隔板能延長礦物顆粒循環時間，確保礦物顆粒和藥劑在葉輪區能較長時間停留，得到充分混合。

本實驗擬在浮選作業前，利用超級攪拌產生的高剪切力場和分散調漿方式，探索改質機強化浮選的可行性[13]。為此，項目組設計并制作了一臺容量為3 L的改質機，實驗在磨礦細度為70% -0.074 mm，CaO用量 600 g/t，丁基黃藥40 g/t，2#油25 g/t的藥劑制度下，按照圖6的實驗流程進行，實驗結果見圖7。

圖6 超級攪拌強化浮選實驗流程Fig .6 Flow chart of super agitation enhanced flotation test

圖7 超級攪拌強化浮選實驗結果Fig .7 Results of super agitation enhanced flotation test

由圖7可知，隨著攪拌轉速的提高，精礦回收率呈升高趨勢，品位大體呈下降趨勢。可見，增加改質機預處理作業可以有效優化浮選指標。

2.4 浮選閉路實驗

實驗將在磨礦細度為-0.074 mm 70%及其他條件實驗的基礎上，綜合運用改質機強化浮選、中礦、尾礦再磨等優化手段。按圖8的藥劑制度和工藝流程開展閉路浮選實驗，實驗結果見表5。

表5 閉路浮選實驗結果Table 5 Results of closed-circuit flotation test

圖8 閉路浮選實驗流程Fig .8 Flowsheet of closed-circuit flotation test

由表5可知，經工藝優化后，浮選閉路實驗所得最終精礦銅品位為26.61%、銅回收率為93.34%。

2.5 浮選產品檢查

尾礦顆粒拋切前后的對比結果見圖9。

圖9 閉路浮選實驗尾礦產品刨切前后的SEMFig .9 SEM image of tailings before and after slicing in closed-circuit flotation test

結果表明，尾礦中的銅礦物主要被包裹在大顆粒的脈石礦物中，所以在尾礦的礦物顆粒的背散射圖和面掃描元素分布圖中不能觀測到。尾礦粒度及細粒含銅礦物的解離將是繼續降低尾礦中銅損失的關鍵。

由圖10可知，最終精礦中銅礦物以黃銅礦和斑銅礦物主，脈石礦物所含元素主要為Al、Si、K和O，根據元素種類及原礦性質推測，應該以石英和正長石為主。脈石礦物進入精礦產品是導致精礦品位降低的主要原因。

圖10 閉路浮選實驗精礦產品的SEM-EDSFig .10 SEM-EDS diagram of concentrate products in closed - circuit flotation test

3 結論

（1）謙比希西礦體礦石只考慮回收銅，有價元素銅含量為2.19%，黃銅礦為主要銅礦物。黃銅礦呈它形粒狀，星點狀不均與分布，粒徑差異較大，主要介于0.005～0.10 mm之間，部分顆粒<0.005 mm。主要脈石礦物為正長石、石英及云母等。

（2）由于原礦中銅礦物嵌布粒度不均勻，所以在浮選優化方案中，中礦再磨、尾礦再磨及改質機的應用等優化手段，都有效降低了尾礦中的銅損失，達到了優化選礦指標的目的。

（3）在綜合優化手段下，經一次粗選-兩次精選-二次掃選的浮選閉路流程可獲得品位為26.61%，回收率為93.34%的精礦產品。

（4）實驗研究成果，僅作為理論依據，至于是否可以應用到工業化生產，仍需要進一步進行經濟測算。