青海某難選銅礦石選銅工藝優化研究

叢 穎

(紫金礦業設計研究院，福建 上杭 364200)

青海某難選銅礦石選銅工藝優化研究

叢 穎

(紫金礦業設計研究院，福建 上杭 364200)

青海某高硫難選銅礦石由于生產現場銅礦物單體解離不充分，黃鐵礦抑制效果不理想，以及未解離的銅硫連生體以中礦的形式反復循環，致使浮選過程不穩定、生產指標不理想。為改善生產指標，在現場流程考查明確了影響生產指標原因的基礎上進行了選銅工藝優化實驗室試驗研究。結果表明，采用1粗3精3掃、精選1尾礦與掃選1精礦合并返回再磨、其余中礦順序返回流程處理，在磨礦細度由-0.043 mm占75%提高至94%、精選硫抑制劑由石灰改為漂白粉+腐植酸鈉、銅捕收劑由丁基黃藥+MA改為Z-200的情況下，最終獲得了銅品位為16.62%、銅回收率為80.75%的銅精礦，比現場銅精礦銅品位和銅回收率分別提高了2.05和0.54個百分點。新工藝方案對原工藝的改動很小，但生產指標改善明顯，適合用于對原工藝進行優化改造。

高硫銅礦 選礦工藝優化 中礦再磨 選礦指標

青海某高硫銅礦石性質復雜，主要銅礦物黃銅礦次生氧化現象較明顯，且與黃鐵礦、磁鐵礦共生關系密切，以細粒、微細粒為主，單體解離困難，屬難選銅礦石，現場選銅生產指標一直不理想，嚴重制約著企業的發展和經濟效益的提高。

為擺脫目前的生產狀況，該礦山委托紫金礦冶設計研究院對現場生產流程進行考查，并立足現場流程，通過實驗室試驗探尋合適的選銅工藝優化方案。

1 礦石性質

礦石中主要礦物為黃鐵礦、磁鐵礦、黃銅礦，黃鐵礦占礦物總量的60%左右。礦石中的黃銅礦以規則粒狀、刺粒狀、網脈狀、斷續網脈狀、絲線狀沿黃鐵礦粒間分布，或呈不規則粒狀與黃鐵礦、磁鐵礦共生，少量的黃銅礦以較粗粒分布在脈石礦物粒間，部分被次生銅礦物銅藍沿其邊緣向里交代，局部銅藍呈黃銅礦的假象存在；黃鐵礦與黃銅礦、磁鐵礦關系最為密切，常見其沿黃銅礦邊緣向里交代黃銅礦，有時也呈黃銅礦假象，常呈薄膜狀、包殼狀包裹黃銅礦。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，黃銅礦的嵌布粒度見表3。

表1 礦石主要化學成分分析結果

Table 1 Main chemical analysis resultsof the ore %

注：Ag的含量單位為g/t。

表2 礦石銅物相分析結果

Table 2 Copper phase analysis resultsof the ore %

表3 黃銅礦嵌布粒度分析結果Table 3 Dissemination size analysis results of chalcopyrite

從表1可見，礦石中有回收價值的元素為銅、鐵、硫。

從表2可見，礦石中的銅主要為原生硫化銅，占總銅的81.82%，次生硫化銅占總銅的15.15%。

從表3可見，礦石中粒度大于0.08 mm的黃銅礦僅占35.10%，小于0.02 mm的占25.40%，表明黃銅礦以微細粒嵌布為主。

2 現場選銅工藝流程及生產指標

現場選銅工藝流程見圖1，生產指標見表4。

圖1 現場選銅工藝流程Fig.1 Flow-sheet of on-site process表4 現場選銅生產指標

Table 4 The on-site production indexes %

現場工藝流程考查表明，選銅生產指標不理想的主要原因有：①銅礦物單體解離不充分，既影響銅礦物的充分回收，也影響精礦銅品位；②黃鐵礦抑制效果不理想，銅精礦中含有一定量的單體黃鐵礦；③未解離的銅硫連生體以中礦的形式反復循環，致使循環負荷過重，惡化浮選過程。因此，選銅工藝優化將從解決這些問題入手。

3 試驗結果與討論

3.1 銅粗選條件試驗

銅粗選條件試驗采用1次粗選流程。

3.1.1 Z-200用量試驗

對銅礦物常用捕收劑丁基黃藥、丁銨黑藥、Z-200、MA、SN-9#、丁基黃藥+Z-200、丁基黃藥+MA等[1-2]的浮選效果比較后得出，Z-200對銅礦物的選擇性捕收效果較好，因此，試驗選用Z-200為選銅捕收劑。Z-200用量試驗的磨礦細度為-0.043 mm占85%，石灰用量為2 000 g/t，2#油為14 g/t，試驗結果見圖2。

圖2 Z-200用量試驗結果Fig.2 Test results on dosage of collector Z-200■—品位；▲—回收率

從圖2可見，隨著Z-200用量的增大，銅粗精礦銅品位下降、銅回收率上升。綜合考慮，確定銅粗選Z-200用量為30 g/t。

3.1.2 石灰用量試驗

石灰既是黃鐵礦的良好抑制劑，同時也是銅硫分離的礦漿pH調整劑[3]。石灰用量試驗試驗的磨礦細度為-0.043 mm占85%，Z-200用量為30 g/t，2#油為14 g/t，試驗結果見圖3。

從圖3可見，隨著石灰用量的增大，銅粗精礦銅品位上升、銅回收率先顯著上升后小幅下降。綜合考慮，確定石灰用量為3 000 g/t。

圖3 石灰用量試驗結果Fig.3 Test results on dosage of lime■—品位；▲—回收率

3.1.3 磨礦細度試驗

從現場流程考察結果看，造成選礦指標不理想和浮選過程穩定性下降的主要原因在于銅硫礦物單體解離不夠充分。因此，進行磨礦細度研究十分重要。磨礦細度試驗的石灰用量為3 000 g/t，Z-200用量為30 g/t，2#油為14 g/t，試驗結果見圖4。

圖4 磨礦細度試驗結果Fig.4 Test results at different grinding fineness■—品位；▲—回收率

從圖4可知，隨著磨礦細度的提高，銅粗精礦品位下降、銅回收率上升。綜合考慮。確定磨礦細度為-0.043 mm占94%。

3.2 銅精選抑制劑漂白粉+腐植酸鈉用量試驗

現場銅精礦中含有相當數量的黃鐵礦單體，這表明，就該礦石而言，石灰難以低耗、高效地抑制黃鐵礦，過量使用石灰又會造成礦漿發黏，影響分選效果。因此，要在低堿度下有效提高銅精礦銅品位，就必須選用新型、高效的黃鐵礦抑制劑。漂白粉、腐植酸鈉、次氯酸鈉、漂白粉+腐植酸鈉、次氯酸鈉+腐植酸鈉[4-7]的抑制效果試驗表明，漂白粉與腐植酸鈉按質量比1∶1的聯合抑制效果較好。因此，對漂白粉+腐植酸鈉的用量進行了試驗，試驗流程見圖5，試驗結果見圖6。

從圖6可見，隨著漂白粉+腐植酸鈉用量的增大，銅精礦1銅品位上升、回收率下降。綜合考慮，確定精選1漂白粉+腐植酸鈉總用量為40 g/t，即漂白粉+腐植酸鈉為20+20 g/t。

圖5 銅精選抑制劑漂白粉+腐植酸鈉用量試驗流程Fig.5 Test flow-sheet on dosage of bleachingpowder and sodium humate

圖6 漂白粉+腐植酸鈉總用量試驗結果Fig.6 Test results on total dosage of bleachingpowder and sodium humate■—品位；▲—回收率

3.3 開路流程試驗

在條件試驗基礎上進行了如圖7所示的開路流程試驗，試驗結果見表5。

圖7 開路試驗流程Fig.7 Open-circuit test flow-sheet表5 開路流程試驗結果

Table 5 Results of open-circuit flow-sheet %

從表5可知，采用圖7所示的流程處理該礦石，可獲得銅品位為20.96%、回收率為46.79%的銅精礦，銅尾礦銅品位為0.21%、回收率為9.66%，表明開路浮選試驗結果較理想，可在此流程的基礎上進行閉路流程試驗。

3.4 閉路流程試驗

以條件試驗和開路試驗為基礎，為了進一步提高閉路流程銅硫連生體的單體解離度，改善選銅指標，參照德興銅礦和鳳凰山銅礦等的應用實踐[8-9]，將流程中的部分中礦返回再磨，形成圖8所示的閉路試驗流程，試驗結果見表6。

圖8 優化后的閉路試驗流程Fig.8 Closed-circuit test flow-sheet after optimized表6 閉路試驗結果

Table 6 Results of circuit-circuit flow-sheet %

從表6可知，采用圖8所示的流程處理該礦石，最終可獲得銅品位為16.62%、銅回收率為80.75%的銅精礦。

4 結 論

(1)青海某高硫銅礦石性質復雜，主要銅礦物黃銅礦次生氧化現象較明顯，且與黃鐵礦、磁鐵礦共生關系密切，以細粒、微細粒為主，單體解離困難，屬難選銅礦石。由于現場銅礦物單體解離不充分，黃鐵礦抑制效果不理想，未解離的銅硫連生體以中礦的形式反復循環，致使浮選過程不穩定、生產指標不理想。

(2)工藝流程優化研究表明，采用1粗3精3掃、精選1尾礦與掃選1精礦合并返回再磨、其余中礦順序返回流程處理，在磨礦細度由-0.043 mm占75%提高至94%、精選硫抑制劑由石灰改為漂白粉+腐植酸鈉、銅捕收劑由丁基黃藥+MA改為Z-200的情況下，最終獲得了銅品位為16.62%、銅回收率為80.75%的銅精礦，比現場精礦銅品位和銅回收率分別提高了2.05和0.54個百分點。

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(責任編輯 羅主平)

Optimization of Copper Beneficiation Process for a Refractory Copper Ore in Qinghai

Cong Ying

(ZjjinDesignResearchInstituteofMiningandMetallurgy，Shanghang364200，China)

Because of inadequate liberation degree of monomer copper mineral，poor inhibition effect of pyrite，and undissociated copper-sulfur mineral combination cycle repeatedly in the form of middlings，result in instability process of floatation process and production index is not ideal.In order to improve the production index，on the basis of on-site process investigation to find the reasons that affecting production index，copper separation optimization on laboralory scale research was conducted.The results show that by using one roughing-three cleaning-three scavenging，one concentrate tailings and one scavenging concentrate are mixed and returned to regrinding after combining and other middlings are returned in order，grinding fineness increased from -0.043 mm account 75% to 94%，bleaching powder and sodium humate replace lime as inhibitor for pyrite in copper concentrating，Z-200 replaces butyl-xanthate as copper collector.Copper concentrate with Cu grade of 16.62% and Cu recovery of 80.75% was obtained，Cu grade and Cu recovery is increased by 2.05 and 0.54 percentage points respectively in comparison with the production field index.The new process is changed a little from the original on-site process，but the production index is improved significantly，so it is applicable to optimize for the original process.

High-sulfur refractory copper ore，Beneficiation process optimization，Middlings regrinding，Beneficiation index

2015-07-18

叢 穎(1988—)，女，助理工程師，碩士。

TD923+.7

A

1001-1250(2015)-11-074-04