某銅礦提銅降硅試驗(yàn)研究

摘要：某銅礦經(jīng)選別后所得銅精礦含SiO2約26 %，SiO2品位過高會增加后續(xù)冶煉成本，但提高銅品位、降低SiO2品位可能會降低銅回收率。為了能夠更好地提銅降硅，開展了試驗(yàn)研究。結(jié)果表明：隨著再磨細(xì)度的提高，SiO2品位呈下降趨勢，銅品位呈上升趨勢，銅回收率呈先上升后趨于平穩(wěn)趨勢；在磨礦細(xì)度-0.074 mm占75 %，再磨細(xì)度-0.023 mm占85 %條件下，采用一粗二掃三精的閉路試驗(yàn)流程，可獲得銅品位23.40 %，含SiO2 "12.40 %，銅回收率89.42 %的銅精礦。

關(guān)鍵詞：銅精礦；回收率；二氧化硅；浮選；粗精礦再磨

中圖分類號：TD952TD923文章編號：1001-1277（2024）05-0040-04

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：Adoi：10.11792/hj20240509

引言

銅是國民經(jīng)濟(jì)建設(shè)中重要金屬原料之一，廣泛應(yīng)用于電力、新能源汽車、國防、航空航天等多個(gè)關(guān)鍵領(lǐng)域［1-5］。斑巖型銅（鉬）礦是世界上重要的銅礦工業(yè)類型之一，具有礦體多、埋藏淺、礦石品位低、儲量大等特點(diǎn)［6-8］。某銅礦是中國典型的大型斑巖銅（鉬）礦，礦石總儲量為50 784萬t，金屬儲量為銅237萬t、鉬8萬t、金73.4 t、銀1 045.9 t，資源儲量優(yōu)勢明顯。目前，該礦山選礦系統(tǒng)處理量約8萬t/d，年產(chǎn)銅金屬量約10萬t，是國內(nèi)重要的銅生產(chǎn)基地之一。由于該礦石SiO2品位較高、銅鉬礦物嵌布不均勻，導(dǎo)致后續(xù)冶煉成本增加。但是，提高銅品位、降低SiO2品位可能會降低銅回收率［8］。因此，為了更好地提銅降硅，開展了試驗(yàn)研究。

1礦石性質(zhì)

1.1化學(xué)分析

礦石化學(xué)成分分析結(jié)果見表1。由表1可知：礦石中具有回收價(jià)值的金屬元素主要為銅、鉬，可以考慮附帶回收金、銀，其他成分含量較低，不具備綜合回收價(jià)值。礦石含銅0.40 %，含鉬0.014 %，含SiO2 58.74 %，屬于典型的斑巖型銅（鉬）礦。

1.2物相分析

銅、鉬物相分析結(jié)果分別見表2、表3。由表2、表3可知，銅、鉬礦物主要以硫化物形式存在。

1.3礦物組成

礦石中主要金屬礦物為黃鐵礦、黃銅礦、斑銅礦，其次為磁/赤鐵礦、輝鉬礦，少量輝銅礦等；主要脈石礦物為石英，其次為長石、絹云母、綠簾石、綠泥石、方解石等，少量鐵白云石、白云石、磷灰石、黏土礦物等。銅礦物主要為黃銅礦、斑銅礦，偶見自然銅、輝銅礦、孔雀石；鉬礦物主要以輝鉬礦形式存在。

2結(jié)果與討論

采用XMB-200×240棒磨機(jī)進(jìn)行磨礦試驗(yàn)。采用XFD-3L、XFD-0.5L和XFGC Ⅱ型浮選機(jī)進(jìn)行浮選試驗(yàn)。其中，采用石灰、硫化鈉、丁基黃藥、Y89、2#油為浮選藥劑。

2.1石灰用量

在磨礦細(xì)度-0.074 mm占70 %，硫化鈉用量10 g/t，混合捕收劑丁基黃藥+Y89（質(zhì)量比5∶1）用量120 g/t，2#油用量30 g/t，粗選時(shí)間5 min條件下，考察石灰用量對選別指標(biāo)的影響。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖2。

由圖2可知：在試驗(yàn)藥劑用量范圍內(nèi)，隨著石灰用量增加，粗精礦1銅品位基本趨于穩(wěn)定，SiO2品位、銅回收率呈上升趨勢；當(dāng)石灰用量為1 000 g/t，選別指標(biāo)最佳，故后續(xù)試驗(yàn)石灰用量采用1 000 g/t。

2.2硫化鈉用量

在磨礦細(xì)度-0.074 mm占70 %，混合捕收劑丁基黃藥+Y89（質(zhì)量比5∶1）用量120 g/t，2#油用量30 g/t，石灰用量1 000 g/t，粗選時(shí)間5 min條件下，考察硫化鈉用量對選別指標(biāo)的影響。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖3。

由圖3可知：隨著硫化鈉用量增加，粗精礦1銅品位、SiO2品位基本趨于穩(wěn)定，而銅回收率呈先上升后下降趨勢；當(dāng)硫化鈉用量為40 g/t時(shí)，選別指標(biāo)最佳，故后續(xù)試驗(yàn)硫化鈉用量采用40 g/t。

2.3丁基黃藥+Y89用量

在磨礦細(xì)度-0.074 mm占70 %，硫化鈉用量40 g/t，2#油用量30 g/t，石灰用量1 000 g/t，粗選時(shí)間5 min條件下，考察混合捕收劑丁基黃藥+Y89用量對選別指標(biāo)的影響。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖4。

由圖4可知：若單獨(dú)使用丁基黃藥，隨著丁基黃藥用量增加，粗精礦1銅回收率呈先上升后略微下降趨勢，SiO2品位、銅品位基本趨于穩(wěn)定；當(dāng)丁基黃藥和Y89組合用藥時(shí)，隨著Y89用量增加，粗精礦1銅品位基本趨于穩(wěn)定，SiO2品位、銅回收率呈先上升后下降趨勢；丁基黃藥+Y89（質(zhì)量比5∶1）用量為120 g/t時(shí)，銅回收率最佳，SiO2品位略有增加。綜合考慮，后續(xù)試驗(yàn)丁基黃藥+Y89（質(zhì)量比5∶1）用量采用120 g/t。

2.42#油用量

在磨礦細(xì)度-0.074 mm占70 %，硫化鈉用量40 g/t，混合捕收劑丁基黃藥+Y89（質(zhì)量比5∶1）用量120 g/t，石灰用量1 000 g/t，粗選時(shí)間5 min條件下，考察2#油用量對選別指標(biāo)的影響。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖5。

由圖5可知：2#油用量是影響選別指標(biāo)的重要因素；隨著2#油用量增加，粗精礦1銅品位呈下降趨勢，銅回收率、SiO2品位呈上升后略微下降趨勢；當(dāng)2#油用量為60 g/t，粗精礦1銅回收率達(dá)到最佳值。綜合考慮，后續(xù)試驗(yàn)2#油用量采用60 g/t。

2.5磨礦細(xì)度

在硫化鈉用量40 g/t，混合捕收劑丁基黃藥+Y89（質(zhì)量比5∶1）用量120 g/t，石灰用量1 000 g/t，2#油用量60 g/t，粗選時(shí)間5 min條件下，考察磨礦細(xì)度對選別指標(biāo)的影響。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖6。

由圖6可知：隨著磨礦細(xì)度增加，粗精礦1銅品位小幅下降，銅回收率呈上升趨勢；當(dāng)磨礦細(xì)度增加至-0.074 mm占75 %后，銅回收率變化不大，SiO2品位呈上升趨勢。綜合考慮，后續(xù)試驗(yàn)采用磨礦細(xì)度-0.074 mm占75 %。

2.6粗精礦1再磨試驗(yàn)

通過工藝礦物學(xué)分析后發(fā)現(xiàn)，粗精礦1與脈石礦物連生，導(dǎo)致粗精礦1解離度較差，影響選別指標(biāo)，因此開展粗精礦1再磨試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖7，試驗(yàn)結(jié)果見圖8。

由圖8可知：隨著再磨細(xì)度提高，粗精礦2銅品位呈上升趨勢，SiO2品位呈下降趨勢;銅回收率呈先上升后逐漸穩(wěn)定趨勢;當(dāng)再磨細(xì)磨-0.023 mm占75 %時(shí)，通過兩次精選試驗(yàn)，可獲得銅品位19.61 %，含SiO2 21.63 %的粗精礦2。

2.7閉路試驗(yàn)

依據(jù)上述條件試驗(yàn)確定的藥劑制度開展多種條件閉路對比試驗(yàn)。即在磨礦細(xì)度-0.074 mm占68 %，2#油用量45 g/t條件下，分別選擇再磨細(xì)度-0.023 mm占42 %、65 %、75 %、85 %進(jìn)行1～4號試驗(yàn)；在磨礦細(xì)度-0.074 mm占75 %，再磨細(xì)度-0.023 mm占85 %條件下，分別選擇2#油用量45 g/t、60 g/t進(jìn)行5～6號試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見圖9，試驗(yàn)結(jié)果見表4。

由表4可知：在磨礦細(xì)度-0.074 mm占68 %，2#油用量45 g/t條件下，隨著再磨細(xì)度的不斷提高，精礦銅品位由16.21 %提高到22.54 %，銅回收率由87.42 %升至89.28 %，SiO2品位由31.68 %降低至16.69 %；在磨礦細(xì)度-0.074 mm占75 %，再磨細(xì)度-0.023 mm占85 %條件下，隨著2#油用量增加，精礦銅品位由23.40 %降低至18.80 %，SiO2品位由12.40 %增加至21.29 %，銅回收率由89.42 %提高至89.93 %。同時(shí)，在試驗(yàn)過程中發(fā)現(xiàn)泡沫發(fā)黏，分析原因主要是雜質(zhì)夾帶嚴(yán)重。

3結(jié)論

1）礦石中具有回收價(jià)值的金屬元素主要為銅、鉬，可以考慮附帶回收金、銀，其他成分含量較低，不具備綜合回收價(jià)值。

2）在磨礦細(xì)度-0.074 mm占75 %，再磨細(xì)度-0.023 mm占85 %條件下，采用一粗二掃三精的閉路試驗(yàn)流程，可獲得銅品位23.40 %，SiO2品位12.40 %，銅回收率89.42 %的銅精礦。

［參 考 文 獻(xiàn)］

［1］龍銀艷，曾祥龍，李全德.新疆某銅礦粗磨提銅降硅選礦試驗(yàn)［J］.現(xiàn)代礦業(yè)，2019，35（10）：150-152.

［2］王斯日古楞.起泡劑2#油對稀土浮選的影響［J］.現(xiàn)代礦業(yè)，2016，32（9）：116-117，129.

［3］郭建萍.銅礦峪礦銅精礦降硅選礦試驗(yàn)研究［J］.有色礦冶，2003（1）：17-20.

［4］路良山，朱仁鋒.新疆某難選氧化銅礦浮選試驗(yàn)研究［J］.中國礦業(yè)，2013，22（6）：93-96，100.

［5］袁明華，普倉鳳，趙繼春.提高大紅山銅礦銅精礦品位試驗(yàn)研究［J］.有色金屬（選礦部分），2009（4）：12-14.

［6］柴垣民.提高銅礦峪銅精礦品位工藝途徑探討［J］.有色金屬（選礦部分），1998（1），13-15，36.

［7］何旭，師芩梅.云南某低品位銅礦浮選工藝流程試驗(yàn)研究［J］.世界有色金屬，2017（14）：92-93.

［8］賴桂華.銅精礦降硅提銅工藝改進(jìn)研究［J］.中國金屬通報(bào)，2020（8）：1-3.

Experimental study on copper recovery and silicon reduction in a copper ore

Huang Yidong

（School of Resource and Environmental Engineering，Jiangxi University of Science and Technology）

Abstract：The copper concentrate obtained after separation of a copper ore approximately contains 26 % SiO2，and an excessive SiO2 content can increase subsequent smelting costs.However，increasing the copper grade and reducing the SiO2 content may lower the copper recovery rate.In order to better recover copper and reduce silicon content，experimental research was conducted.The results show that with the increase in regrinding fineness，the SiO2 content decreases，the copper grade increases，and the copper recovery rate first rises and then tends to stabilize.Under the conditions of grinding fineness -0.074 mm accounting for 75 % and regrinding fineness -0.023 mm accounting for 85 %，adopting a closed-circuit test process of one roughing，three cleaning，and three scavenging，a copper concentrate with a grade of 23.40 % and SiO2 content of 12.40 % was obtained，with a copper recovery rate of 89.42 %.

Keywords：copper concentrate;recovery rate;silicon dioxide;flotation;regrinding of roughing concentrate

收稿日期：2024-01-15; 修回日期：2024-02-08

作者簡介：黃一東（1982—），男，高級工程師，從事有色金屬礦選冶技術(shù)研究工作；E-mail：115088282@qq.com