安慶某低品位銅礦石選礦試驗

饒強堅

(洋浦華昌礦業有限公司)

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安慶某低品位銅礦石選礦試驗

饒強堅

(洋浦華昌礦業有限公司)

針對安慶銅礦銅品位低，銅礦物嵌布粒度不均勻等性質特點，采用半優先半混合—混合精礦再磨分離的原則流程，以BK-302作為優先浮選捕收劑、丁基黃藥+丁銨黑藥作為混合浮選的捕收劑，最終閉路試驗獲得了銅精礦含銅22.02%、含金2.73 g/t、銀103.09 g/t，銅、金、銀回收率分別為87.08%、58.47%和63.84%的良好的選別指標。

半優先半混合流程 再磨 BK-302 丁基黃藥+丁銨黑藥

安慶銅礦是銅陵有色(集團)控股有限公司主要銅精礦生產基地，于1991年3月7日投產，設計原礦處理能力3 500 t/d，選礦廠所處理的礦石為鐵銅礦石，并伴生少量金銀。選礦工藝流程采用優先浮選回收銅—磁選回收鐵—磁精礦浮選脫硫的工藝流程，所得產品為銅精礦和鐵精礦，金、銀富集于銅精礦之中。

近年來，安慶銅礦原礦含銅0.5%～0.62%、金0.1 g/t、銀2～3 g/t，銅精礦中金、銀平均品位分別為0.73 g/t和38.06 g/t，金、銀回收率為35%～40%；金銀回收率不高及達到計價的比例較低，影響公司的經濟效益。為提高礦產資源的利用率及安慶銅礦的經濟效益，進行了提高安慶銅礦金銀回收率及金品位的研究工作。

1 原礦性質

礦石中的銅礦物主要為黃銅礦，其次為微量的銅藍和輝銅礦；硫化礦物主要是磁黃鐵礦和少量的黃鐵礦；鐵礦物主要為磁鐵礦，另有微量的赤鐵礦和褐鐵礦。其他金屬硫化礦物有微量的閃鋅礦、輝鉬礦和方鉛礦等。礦石中的脈石礦物主要為鈣鐵榴石，其次為透輝石、普通輝石，另有少量的方解石、綠泥石、蛇紋石、透閃石、白云母及微量的石英、金紅石、鐵白云石等。主要礦物嵌布特征如下。

(1)黃銅礦。黃銅礦是礦石中主要的銅礦物，嵌布粒度粗細極不均勻，主要以不規則粒狀嵌布在脈石礦物中。黃銅礦與磁鐵礦共生關系密切，常呈共邊結構產出，少量互含嵌布在脈石中；少量沿黃鐵礦的晶粒間隙或裂隙充填呈不規則粒狀結構或脈狀結構產出。

(3)磁黃鐵礦。磁黃鐵礦是礦石中主要的硫化物礦物，粒度粗，常呈不規則粒狀嵌布在脈石中，偶呈細粒、微細粒狀分散在脈石中。礦石中磁黃鐵礦與磁鐵礦、黃銅礦和黃鐵礦的共生關系密切，常見磁黃鐵礦與磁鐵礦等共邊結構產出；少量與黃鐵礦互含產出；或與黃銅礦復雜共生產出。

對原礦進行化學多元素和銅物相分析，結果見表1、表2。

表1 原礦化學多元素分析結果 %

注：Au、Ag含量單位為g/t。

表2 原礦銅物相分析結果 %

由表1、表2可知，原礦主要回收元素為銅和鐵，其中銅礦物主要以硫化銅的形式存在，鐵暫不作研究；原礦中含有少量的伴生金、銀，可考慮綜合回收。

2 選礦試驗研究

礦石中銅礦物主要以中細粒嵌布為主，部分為粗粒嵌布，它們之間的嵌布關系十分密切，常嵌布在一起或以相互包裹的形式存在，有時相互以細脈狀沿對方裂隙充填交代，且在磨礦過程中難以完全單體解離。根據銅礦物的這一性質特點，確定采用半優先半混合的浮選工藝對銅礦物進行回收。

2.1 磨礦細度試驗

磨礦細度高低是影響浮選指標的關鍵因素[1]，固定半優先和兩次粗選捕收劑BK302和丁銨黑藥用量，進行磨礦細度試驗，試驗流程和結果分別見圖1和圖2。

圖1 磨礦細度試驗流程

圖2 磨礦細度試驗結果

由圖2可見，當磨礦細度從-0.074 mm粒級含量占60%增加到65%后，通過2次粗選，銅回收率可提高2.47個百分點，浮選尾礦中含銅從0.059%降低到0.041%；繼續提高磨礦細度，銅回收率提高不明顯；因此，確定磨礦細度-0.074 mm 65%為宜。

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2.2 礦漿pH值試驗

為考察在半優先浮選時，礦漿pH值對銅、硫礦物浮選效果的影響，在球磨機中加入石灰并改變其用量進行試驗，試驗流程和結果見圖3、圖4。

圖3 礦漿pH值試驗流程

圖4 礦漿pH值試驗結果

由圖4可見，隨石灰用量的增加，銅粗精銅、硫品位均增加；當石灰用量為400 g/t時，銅粗精礦含銅19.44%，銅回收率為68.35%；繼續增大石灰用量，銅品位和回收率變化不大；因此，確定石灰用量為400 g/t，此時礦漿pH值為9.0。

2.3 捕收劑用量試驗

由硫物相分析結果可知，硫主要以磁黃鐵礦和黃鐵礦形式存在，為綜合回收硫資源，同時減輕磁黃鐵礦對后續磁鐵礦質量的影響，對半優先浮選尾礦進行銅、硫混合浮選試驗[2-3]。為弄清不同捕收劑對銅、硫的選別效果，分別采用丁銨黑藥、丁基黃藥、硫氮9號和B45及其組合進行試驗。試驗結果表明，當丁銨黑藥與丁基黃藥的比例為1∶1組合使用時，效果最佳。為確定組合捕收劑的最佳用量，改變組合捕收劑用量進行試驗，試驗流程和結果見圖5、圖6。

圖5 組合捕收劑用量試驗流程

圖6 組合捕收劑用量試驗結果

由圖6可見，隨組合捕收劑用量增加，尾礦銅、硫品位沒有明顯降低；因此，選定混合浮選捕收劑丁基黃藥+丁銨黑藥的總用量為50 g/t。

2.4 浮選時間試驗

查明浮選時間與銅、硫品位和回收率的關系，確定最佳的浮選段數及浮選時間，進行浮選時間試驗，試驗流程見圖7，結果見圖8。

圖7 浮選時間試驗流程

圖8 浮選時間試驗結果

由圖8可見，銅礦物上浮速度較快，浮選2 min即有74.16%的銅礦物上浮，此時銅品位為19.89%，繼續延長浮選時間，銅粗精礦品位下降;當浮選時間超過11 min時，繼續延長浮選時間，銅回收率上升幅度不大；綜合考慮，確定1粗浮選時間為2 min，2粗浮選時間為6 min。

2.5 再磨細度試驗[4-5]

采用半優先半混合浮選流程，產出的銅粗精1含銅19%～21%。為確定合理的精選條件，對銅粗精1進行了精選試驗，銅粗精1中的銅可浮性較好，經1次精選可得到含銅28%～29%的銅精礦。對銅精選所產生的尾礦和粗選2所獲得的粗精礦合并進行再磨再選，再磨細度試驗流程和結果見圖9、圖10。

圖9 再磨細度試驗流程

圖10 再磨細度試驗結果

由圖10可見，隨再磨細度的提高，銅精礦含銅提高幅度較小；當再磨細度達到-0.045 mm 89%時，銅精礦銅品位為7.16%，銅作業回收率為85.81%，再磨對提高銅精礦品位有一定作用，再磨細度以-0.045 mm 89%為宜。

2.6 閉路試驗

在上述最佳條件試驗的基礎上進行全流程閉路試驗，閉路試驗流程及條件和結果見圖11和表3。

表3 全流程閉路試驗結果 %

注：Au、Ag含量單位為g/t。

圖11 閉路試驗流程

3 結 語

(1)安慶某低品位銅礦主要金屬礦物為銅、硫，含有少量的伴生金、銀。原礦含銅較低，且銅礦物嵌布粒度不均勻，部分銅礦物與硫礦物共生關系

密切，較為復雜難選。

(2)采用半優先半混合、分步回收銅礦物的原則流程，以BK-302作為捕收劑優先浮選部分可浮性較好的銅礦物、丁基黃藥+丁銨黑藥作為組合捕收劑進行銅硫混合浮選、銅硫混合粗精礦再磨后浮選回收細粒級銅礦物，取得了良好的指標。

(3)最終閉路試驗指標為銅精礦含銅22.02%、金2.73 g/t、銀103.09 g/t，銅、金、銀回收率分別為87.08%、58.47%和63.84%

[1] 劉江浩，彭會清.中礦選擇性分級再磨新工藝的工業應用[J].礦產綜合利用，1994(4)：12-16.

[2] 阮仁滿.分步優先浮選法處理低品位硫化銅礦[J].礦產綜合利用，1996(6)：27-31.

[3] 羅惠華，孫家壽，嚴振化，等.抑制黃鐵礦實現銅硫分離的探討[J].礦產保護與利用，1999(12):30-32.

[4] 王 珩.高硫銅礦石分步優先浮選中礦再磨再選工藝研究及探討[J].有色金屬，2003(5)：10-15.

[5] 彭會清，李 驥，羅明坤，等.浮選中礦選擇性分級再磨浮選機理研究[J].金屬礦山，2009(3)：61-65.

2016-08-01)

饒強堅(1983—)，男，工程師，570105海南省海口市新港路11號金港大廈南座7樓。