某高硫难选铜矿石选矿试验研究.pdf
2 0 2 0年第5期有色金属( 选矿部分) 收稿日期2 0 1 9 - 1 1 - 1 8 基金项目 重要矿产资源节约集约利用监测与技术推广项目(1 2 1 1 0 2 0 0 0 0 0 0 1 6 0 0 0 1) 作者简介 朱继生(1 9 6 5-) , 男, 硕士, 高级工程师, 主要从事有色金属选矿科研及管理工作。E - m a i lz h u j s @ t l y s . c n d o i1 0 . 3 9 6 9/j . i s s n . 1 6 7 1 - 9 4 9 2 . 2 0 2 0 . 0 5 . 0 1 0 某高硫难选铜矿石选矿试验研究 朱继生 ( 铜陵有色金属集团控股有限公司技术中心, 安徽 铜陵2 4 4 1 0 0) 摘 要针对某高硫铜矿石、 铜矿物嵌布粒度较细、 硫矿物嵌布粒度较粗, 铜矿物与白铁矿、 黄铁矿等矿物共生关系密切 等特点, 采用混合浮选、 混合精矿活性炭脱药分离、 中矿再磨再选的分步选别工艺, 取得了良好的选别指标。闭路试验获得了 铜精矿铜品位为1 8 . 3 6%, 铜回收率为9 1 . 2 9%; 硫精矿硫品位为3 6 . 7 8%, 硫回收率为8 6 . 6 0%的选别指标, 铜精矿中金、 银含 量分别为4 . 3 9g/t和2 2 . 6 2g/t, 达到了计价标准。 关键词高硫铜矿石; 混合浮选; 脱药; 中矿再磨 中图分类号T D 9 5 2 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2(2 0 2 0)0 5 - 0 0 5 3 - 0 6 E x p e r i m e n t a l S t u d yo nB e n e f i c i a t i o no faH i g hS u l p h u rR e f r a c t o r yC o p p e rO r e ZHUJ i s h e n g ( T e c h n o l o g yC e n t e ro fT o n g l i n gN o n f e r r o u sM e t a l sG r o u pH o l d i n g C o m p a n yL i m i t e d,T o n g l i n g2 4 4 1 0 0,A n h u i,C h i n a) A b s t r a c tAs t e p w i s es e p a r a t i o np r o c e s sc o n s i s t i n go fb u l kf l o t a t i o n,a c t i v ec a r b o ns e p a r a t i o no fb u l k c o n c e n t r a t ea n dr e g r i n d i n ga n db e n e f i c i a t i o no fm i d d l i n g sw a su s e d t o t r e a t ah i g h - s u l f u r c o p p e r o r e,w h i c h i s c h a r a c t e r i z e db yf i n ed i s s e m i n a t i o ng r a n u l a r i t yo fc o p p e rm i n e r a l sa n dc o a r s ed i s s e m i n a t i o ng r a n u l a r i t yo f s u l f u rm i n e r a l s,a n dt h ec l o s ea s s o c i a t i o no fc o p p e rm i n e r a l sw i t h m a r c a s i t ea n dp y r i t e .G o o ds e p a r a t i o n i n d e x e sw e r eo b t a i n e d . C o p p e rc o n c e n t r a t e w i t h C u -g r a d eo f1 8 . 3 6%,C u - r e c o v e r yo f9 1 . 2 9% c a nb e o b t a i n e d,i nw h i c hS - g r a d e i s3 6 . 7 8%,S - r e c o v e r yi s8 6 . 6 0% .T h ec o n t e n to fA ua n dA ga r e4 . 3 9g/ta n d 2 2 . 6 2g /t r e s p e c t i v e l y i nc l o s e d - c i r c u i t t e s t s t h eb i l l i n g, r e a c h i n gs t a n d a r d s . K e yw o r d sh i g hs u l f u rc o p p e ro r e;r e a c h i n gb l u kf l o t a t i o n;r e a g e n t r e m o v a l;m i d d l i n gr e g r i n d i n g 随着社会的发展, 人们对铜资源需求日益增加, 高品位易处理铜矿资源越来越少, 迫切需要开发复 杂难选铜矿物[ 1 - 2]。因矿石中硫含量高且易氧化等 特点, 高硫含铜矿石采用单一的优先或混合浮选流 程难以获得良好的选别指标[ 2]。要想获得理想的试 验结果[ 3 - 4], 必须在工艺矿物学研究基础上, 根据矿 石性质, 通过试验研究确定合适的工艺流程和药剂 制度。 铜陵有色某矿山为开采多年的老矿山, 铜矿床 埋藏越来越深, 铜品位越来越低、 含硫越来越高、 铜 硫矿物嵌布粒度越来越细, 且二者常嵌生在一起或 相互包裹, 加大了铜、 硫矿物分离回收的难度[ 5]。为 了经济合理的利用该铜硫资源, 针对该矿石进行了 选矿试验研究, 取得了良好的选矿指标。 1 原矿性质 矿石中的铜矿物主要以黄铜矿、 斑铜矿、 铜蓝及 辉铜矿等独立矿物的形式存在, 其中以黄铜矿形式 存在的铜占9 4 . 7 8%, 另外5 . 2 2%的铜主要赋存在 斑铜矿、 铜蓝及辉铜矿等铜矿物中; 矿石中硫矿物主 要为白铁矿, 还有微量的黄铁矿、 磁黄铁矿等; 脉石 矿物主要为石英, 其次为绿泥石、 斜长石、 正长石、 方 解石、 高岭石、 白云母、 黑云母、 白云石、 磷灰石以及 微量的滑石等。 黄铜矿 矿石中的黄铜矿主要呈不规则粒状嵌 布, 粒度分布不均匀, 部分黄铜矿以中、 粗粒嵌布, 其 中常包裹细粒的白铁矿、 脉石等其它矿物颗粒, 另有 部分以微、 细粒包裹体形式嵌布于白铁矿以及脉石 35 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 等矿物中。矿石中的黄铜矿与白铁矿、 黄铁矿等含 硫矿物嵌布关系密切。 白铁矿及黄铁矿 矿石中的硫化铁大部分为白 铁矿, 另有少量的黄铁矿, 两者多紧密共生。矿石中 的白铁矿主要呈粒状、 不规则状嵌布在脉石矿物中, 少量以细脉状嵌布。矿石中有部分白铁矿、 黄铁矿 与黄铜矿常嵌布在一起, 或相互以细脉状沿对方裂 隙充填交代。 金矿物 矿石中的金矿物主要为金银矿, 其次为 自然金。矿石中的金矿物主要以粒间金的形式嵌布 于脉石矿物颗粒、 白铁矿颗粒、 黄铜矿颗粒以及黄铜 矿、 白铁矿与脉石等矿物颗粒之间; 其次以包裹金的 形式嵌布于脉石、 白铁矿、 黄铜矿以及磁铁矿中。原 矿主要组分分析结果见表1, 铜化学物相和硫化学物 相分析结果分别见表2、 表3。 表1 原矿主要化学成分分析结果 T a b l e1 R e s u l t so fm a i nc h e m i c a l c o m p o s i t i o na n a l y s i so f r a wo r e /% 组分 C uSF eA u 1) A g 1) C a OM g O A l2O3S i O2 含量0 . 7 0 1 7 . 0 3 4 . 0 0 . 3 2 2 . 4 4 1 . 9 1 1 . 6 6 3 . 6 0 2 7 . 2 0 注1) 单位为g/t, 下同 表2 原矿铜化学物相分析结果 T a b l e2 R e s u l t so f c o p p e rc h e m i c a l p h a s ea n a l y s i s/% 相别自由氧化铜次生硫化铜原生硫化铜结合铜合计 含量 0 . 0 1 00 . 0 3 80 . 6 2 30 . 0 2 90 . 7 0 占有率 1 . 3 75 . 4 88 9 . 0 44 . 1 11 0 0 . 0 表3 原矿硫化学物相分析结果 T a b l e3 R e s u l t so f s u l p h u r c h e m i c a lp h a s ea n a l y s i s /% 相别磁性硫铁矿中硫其它硫化物中硫硫酸盐中硫总硫 含量 0 . 0 91 6 . 7 00 . 2 11 7 . 0 0 占有率 0 . 5 09 8 . 2 41 . 2 61 0 0 . 0 2 选矿试验 由矿石性质可知, 矿石中的铜矿物以黄铜矿为 主; 硫矿物以白铁矿为主, 另有少量的黄铁矿、 磁黄 铁矿等。由于矿石中硫矿物含量较高, 且脉石矿物 主要以硅酸盐等酸性脉石为主。原矿经破碎磨矿后 矿浆 p H 值成酸性, 若采用优先选铜工艺, 需添加大 量的石灰才能把矿浆 p H 值调至强碱性, 而且白铁 矿在搅拌浮选过程中容易氧化, 可浮性变差, 给后期 回收带来困难。基于矿石性质, 拟采用混合浮选 中矿再磨再选工艺处理该高硫难选铜矿石。 2 . 1 捕收剂用量试验 探索试验结果表明, 捕收剂丁基黄药与B K - 3 0 1 按2∶1组合使用时, 有利于矿物中金银等贵金属的 回收。为查明捕收剂用量对铜硫选别效果的影响, 在磨矿细度为-7 4μm占7 5%的条件下, 对粗选I 作业进行捕收剂用量试验, 试验流程见图1, 试验结 果见表4。 由表4结果可知, 随着捕收剂用量增加, 混合精 矿中铜和硫回收率逐步提高。当捕收剂总用量为 1 2 0g /t时, 混合精矿中铜、 硫回收率分别为9 7 . 0 4% 和9 2 . 2 5%, 继续增加捕收剂用量, 铜、 硫回收率提高效 果不明显。综合考虑, 确定捕收剂用量以1 2 0g/t为宜, 即粗选I丁基黄药用量为8 0g/t, B K - 3 0 1用量为4 0g/t。 图1 捕收剂用量试验流程 F i g . 1 F l o w s h e e to f c o l l e c t o rd o s a g e t e s t s 表4 捕收剂用量试验结果 T a b l e4 R e s u l t so f c o l l e c t o rd o s a g e t e s t s ( 丁基黄药+B K - 3 0 1) 用量/ ( gt-1) 产品 名称 产率/ % 品位/%回收率/% C uSC uS 6 0 铜粗精矿4 0 . 2 6 1 . 5 8 3 4 . 4 49 0 . 8 78 1 . 5 6 尾矿 5 9 . 7 40 . 1 0 7 5 . 2 5 9 . 1 3 1 8 . 4 4 原矿 1 0 0 . 0 0 . 7 0 1 7 . 0 1 0 0 . 01 0 0 . 0 9 0 铜粗精矿4 4 . 5 5 1 . 5 0 3 4 . 5 09 5 . 4 69 0 . 4 1 尾矿 5 5 . 4 50 . 0 5 7 2 . 9 2 4 . 5 4 9 . 5 1 原矿 1 0 0 . 0 0 . 7 0 1 7 . 0 1 0 0 . 01 0 0 . 0 1 2 0 铜粗精矿4 5 . 5 9 1 . 4 9 3 4 . 4 09 7 . 0 49 2 . 2 5 尾矿 5 4 . 4 10 . 0 3 8 2 . 4 2 2 . 9 6 7 . 7 5 原矿 1 0 0 . 0 0 . 7 0 1 7 . 0 1 0 0 . 01 0 0 . 0 1 5 0 铜粗精矿4 6 . 0 51 . 4 7 73 4 . 2 49 7 . 1 69 2 . 7 5 尾矿 5 3 . 9 50 . 0 3 7 2 . 2 8 2 . 8 4 7 . 2 5 原矿 1 0 0 . 0 0 . 7 0 1 7 . 0 1 0 0 . 01 0 0 . 0 2 . 2 磨矿细度试验 磨矿细度是影响浮选指标好坏的关键因素, 为考 察磨矿细度对铜硫回收率的影响, 进行了磨矿细度试 验。固定粗选Ⅰ丁基黄药用量为8 0g/t,B K - 3 0 1用量 为4 0g/t, 试验流程同图1, 试验结果见表5。由表5 结果可知, 随着磨矿细度提高, 混合粗精矿铜、 硫回收 率逐步提高, 尾矿铜、 硫含量逐步降低。当磨矿细度 45 万方数据 2 0 2 0年第5期朱继生 某高硫难选铜矿石选矿试验研究 为- 7 4μm含量占7 5 %时, 混合粗精矿中铜、 硫回收 率分别为9 7 . 0 4 %、 9 2 . 2 5 %; 尾矿含铜0 . 0 3 8 %、 含硫 2 . 4 2 %。继续提高磨矿细度, 铜、 硫回收率提高不明 显, 最终确定磨矿细度以- 7 4μm占7 5 %为宜。 表5 磨矿细度试验结果 T a b l e5 R e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s s t e s t s /% 磨矿细度 -7 4μm占 产品名称产率 品位回收率 C uSC uS 6 5 铜粗精矿3 8 . 9 1 1 . 6 43 4 . 8 09 1 . 2 77 9 . 6 5 尾矿 6 1 . 0 90 . 1 05 . 6 68 . 7 32 0 . 3 5 原矿 1 0 0 . 00 . 7 01 7 . 0 01 0 0 . 01 0 0 . 0 7 0 铜粗精矿4 2 . 7 4 1 . 5 33 4 . 0 69 3 . 5 48 5 . 6 4 尾矿 5 7 . 2 60 . 0 7 94 . 2 66 . 4 61 4 . 3 6 原矿 1 0 0 . 00 . 7 01 7 . 01 0 0 . 01 0 0 . 0 7 5 铜粗精矿4 5 . 5 9 1 . 4 93 4 . 4 09 7 . 0 49 2 . 2 5 尾矿 5 4 . 4 10 . 0 3 82 . 4 22 . 9 67 . 7 5 原矿 1 0 0 . 00 . 7 01 7 . 01 0 0 . 01 0 0 . 0 8 0 铜粗精矿4 6 . 6 8 1 . 4 5 63 3 . 7 79 7 . 1 39 2 . 7 4 尾矿 5 3 . 3 20 . 0 3 82 . 3 12 . 8 77 . 2 6 原矿 1 0 0 . 00 . 7 01 7 . 01 0 0 . 01 0 0 . 0 2 . 3 铜硫分离抑制剂用量试验 目前工业生产中黄铁矿的常见抑制剂可分为石 灰、 氰化物、 氧化还原剂、 无机抑制剂、 有机抑制剂和 微生物抑制剂等六大类[ 6]。石灰抑制黄铁矿的机理 为 1) 在黄铁矿表面生成亲水性F e(OH)2和F e(OH)3 薄膜, 降低黄铁矿的可浮性; 2) 钙离子吸附在黄铁矿 表面生成C a(OH) -、 C a(OH)2和C a S O4等难溶化合 物, 降低了黄铁矿对双黄药的吸附, 从而使黄铁矿受 到抑制。亚硫酸钠抑制黄铁矿的机理为 通过还原 剂调整矿浆电位在还原气氛下解吸矿物表面捕收剂 从而抑制黄铁矿[ 7 - 8]。 为考察组合抑制剂石灰和亚硫酸钠对黄铁矿的 抑制效果, 进行了抑制剂用量试验。试验流程见图 2, 试验结果见表6。由表6结果可知, 石灰与亚硫酸 钠组合使用对黄铁矿的抑制效果较单独采用石灰 好, 随着亚硫酸钠用量的增加, 铜粗精矿含铜略有提 高。但总体看来, 铜粗精矿硫含量较高, 铜“ 富集比” 不高、 组合抑制剂对黄铁矿的抑制效果不明显。 图2 铜硫分离抑制剂用量试验流程 F i g . 2 F l o w s h e e to fd e p r e s s a n td o s a g e t e s t s o nc o p p e ra n ds u l p h u rs e p a r a t i o n 表6 铜硫分离抑制剂用量试验结果 T a b l e6 R e s u l t so fd e p r e s s a n td o s a g e t e s t so nc o p p e r - s u l f u rs e p a r a t i o n 亚硫酸钠用量/ ( gt-1) 产品名称 作业 产率/% 品位/%作业回收率/% C uSC uS 0 铜精矿 4 5 . 5 04 . 3 6 4 0 . 5 9 9 4 . 4 1 4 9 . 2 5 硫精矿 5 4 . 5 00 . 2 1 5 3 4 . 9 2 5 . 5 95 0 . 7 5 给矿 1 0 0 . 02 . 1 0 3 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 4 0 0 铜精矿 3 7 . 4 85 . 2 4 3 9 . 7 7 9 3 . 5 8 3 9 . 7 5 硫精矿 6 2 . 5 20 . 2 1 6 3 6 . 1 4 6 . 4 26 0 . 2 5 给矿 1 0 0 . 02 . 1 0 3 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 6 0 0 铜精矿 3 5 . 3 25 . 4 6 3 7 . 6 3 9 1 . 8 7 3 5 . 4 4 硫精矿 6 4 . 6 80 . 2 6 4 3 7 . 4 3 8 . 1 36 4 . 5 6 给矿 1 0 0 . 02 . 1 0 3 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 8 0 0 铜精矿 3 3 . 1 55 . 8 0 3 6 . 6 7 9 1 . 5 0 3 2 . 4 2 硫精矿 6 6 . 8 50 . 2 6 7 3 7 . 9 1 8 . 5 06 7 . 5 8 给矿 1 0 0 . 02 . 1 0 3 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 2 . 4 铜硫分离活性炭用量试验 混合精矿脱药的目的是尽可能脱除矿物表面的 剩余药剂, 为铜硫分离作业提供有利条件。活性炭 因其自身发达的微孔构造和巨大的比表面积, 在吸 附矿浆中残余药剂的同时, 促进药剂从矿物表面解 吸, 达到脱药的目的[ 9]。为了考察活性炭的脱药效 果, 进行了炭粉用量试验, 试验流程同图2, 试验结果 见表7。由表7结果可以看出, 随着炭粉用量的增 加, 铜精矿品位和回收率逐步提高。当炭粉用量为 4 0 0g /t时, 铜粗精矿含铜6 . 1 6 %, 铜作业回收率为 9 3 . 7 4 %; 继续增大炭粉用量, 铜品位和铜作业回收 率都有所下降, 这是因为炭粉用量过大吸附矿物表 面药剂, 减弱了石灰对硫矿物的抑制效果。综合考 虑, 确定炭粉用量为4 0 0g/t。 表7 铜硫分离活性炭用量试验结果 T a b l e7 R e s u l t so f a c t i v a t e dc a r b o n d o s a g e t e s t so nc o p p e r - s u l f u rs e p a r a t i o n 活性炭用量/ ( gt-1) 产品名称 作业 产率/% 品位/%作业回收率/% C uSC uS 0 铜精矿 4 5 . 5 04 . 3 64 0 . 5 9 9 4 . 4 1 4 9 . 2 5 硫精矿 5 4 . 5 00 . 2 1 5 3 4 . 9 25 . 5 95 0 . 7 5 给矿 1 0 0 . 02 . 1 03 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 2 0 0 铜精矿 2 8 . 2 86 . 9 63 5 . 8 1 9 3 . 7 4 2 7 . 0 1 硫精矿 7 1 . 7 20 . 1 8 3 3 8 . 1 66 . 2 67 2 . 9 9 给矿 1 0 0 . 02 . 1 03 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 4 0 0 铜精矿 2 4 . 8 87 . 9 53 1 . 6 0 9 4 . 2 4 2 0 . 9 7 硫精矿 7 5 . 1 20 . 1 6 1 3 9 . 4 55 . 7 67 9 . 0 3 给矿 1 0 0 . 02 . 1 03 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 6 0 0 铜精矿 2 5 . 8 97 . 5 23 3 . 9 0 9 2 . 6 9 2 3 . 4 0 硫精矿 7 4 . 1 10 . 2 0 7 3 8 . 7 67 . 3 17 6 . 6 0 给矿 1 0 0 . 02 . 1 03 7 . 5 0 1 0 0 . 0 1 0 0 . 0 55 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 2 . 5 中矿再磨细度试验 由于中矿铜矿物呈微细粒嵌布, 与硫矿物共生 关系密切, 必须对中矿进行再磨后, 铜硫矿物才能有 效分离。为考察不同磨矿细度条件下铜、 硫矿物的 单体解离度, 对不同细度条件下的中矿进行了解离 度测定, 测定结果见表8。测定结果表明, 随着磨矿 细度的提高, 铜矿物和硫矿物的单体解离度都逐步 提高, 当中矿磨矿细度为-4 4μm占9 6 . 5%时, 铜矿 物的单体解离度为5 6 . 5 0%, 硫矿物的单体解离度为 9 1 . 6 3%, 可见铜矿物嵌布粒度较细, 硫矿物嵌布粒 度相对较粗。 为考察中矿在不同磨矿细度下的选别效果, 进 行了再磨细度试验, 试验流程见图3, 试验结果见表 9。由表9结果可知, 随着再磨细度的提高, 铜精矿2 回收率逐步提高, 硫精矿含铜逐步降低。当再磨细 度达到-4 4μm占8 9 . 4%时, 硫精矿含铜0 . 1 0%, 铜损失率为3 1 . 0%; 继续提高再磨细度, 硫精矿中铜 损失率反而增大。这可能是因为磨矿细度过细, 部 分硫矿物和脉石矿物过磨后影响铜矿物的选别效 果。综合考虑, 中矿再磨 细 度确 定为-4 4μm占 8 9 . 4%为宜。 2 . 6 闭路试验 闭路试验流程见图4, 试验结果见表1 0。由表 1 0结果可知, 通过闭路试验, 获得的铜精矿铜品位为 1 8 . 3 6%, 铜回收率为9 1 . 2 9%, 其中金、 银含量分别 为4 . 3 9g/t和2 2 . 6 2g/t, 达到了计价标准; 硫精矿 中硫品位为3 6 . 7 8%, 硫回收率为8 6 . 6 0%, 铜含量 为0 . 1 1%, 铜损失率为6 . 2 9%。 表8 不同磨矿细度下铜、 硫矿物的单体解离度测定结果 T a b l e8 D e t e r m i n a t i o nr e s u l t so fm o n o m e r d i s s o c i a t i o nd e g r e eo f c o p p e ra n ds u l f u r m i n e r a l su n d e rd i f f e r e n tg r i n d i n gf i n e n e s s/% 磨矿细度 -4 4μm占 铜矿物 单体 连生体 与硫矿物 与脉石 矿物 硫矿物 单体 连生体 与铜矿物 与脉石 矿物 6 5 . 54 . 9 25 6 . 0 13 9 . 0 7 7 4 . 1 12 . 7 02 3 . 1 9 7 2 . 11 7 . 0 45 1 . 1 33 1 . 8 3 7 7 . 1 12 . 6 22 0 . 2 7 8 1 . 62 7 . 6 94 7 . 3 52 4 . 9 6 8 2 . 6 12 . 1 81 5 . 2 1 8 9 . 15 0 . 1 43 7 . 2 81 2 . 5 8 8 3 . 5 01 . 9 61 4 . 5 4 9 6 . 55 6 . 5 03 2 . 5 91 0 . 9 1 9 1 . 6 30 . 5 97 . 7 8 图3 中矿再磨细度试验流程 F i g . 3 F l o w s h e e to fm i d d l i n g r e g r i n d i n gf i n e n e s s t e s t s 表9 中矿再磨细度试验结果 T a b l e9 R e s u l t so fm i d d l i n gr e g r i n d i n g f i n e n e s s t e s t s /% 磨矿细度 -4 4μm占 产品名称 作业 产率 品位作业回收率 C uSC uS 6 5 . 5 ( 不再磨) 铜精矿2 1 3 . 4 10 . 7 4 83 5 . 5 54 2 . 7 9 1 2 . 5 1 硫精矿 8 6 . 5 90 . 1 5 93 8 . 5 05 7 . 2 1 8 7 . 4 9 给矿 1 0 0 . 00 . 2 43 8 . 1 01 0 0 . 0 1 0 0 . 0 7 2 . 1 铜精矿2 1 9 . 7 70 . 6 4 83 6 . 5 55 3 . 3 8 1 8 . 9 7 硫精矿 8 0 . 2 30 . 1 3 93 8 . 4 84 6 . 6 2 8 1 . 0 3 给矿 1 0 0 . 00 . 2 43 8 . 1 01 0 0 . 0 1 0 0 . 0 8 1 . 6 铜精矿2 2 3 . 5 50 . 6 6 13 5 . 2 66 4 . 8 6 2 1 . 7 9 硫精矿 7 6 . 4 50 . 1 13 9 . 0 93 5 . 1 4 7 8 . 2 1 给矿 1 0 0 . 00 . 2 43 8 . 1 01 0 0 . 0 1 0 0 . 0 8 9 . 1 铜精矿2 2 5 . 6 00 . 6 4 73 9 . 2 66 9 . 0 0 2 6 . 3 8 硫精矿 7 4 . 4 00 . 1 03 7 . 7 03 1 . 0 0 7 3 . 6 2 给矿 1 0 0 . 00 . 2 43 8 . 1 01 0 0 . 0 1 0 0 . 0 9 6 . 5 铜精矿2 2 7 . 7 50 . 5 7 83 9 . 4 06 6 . 8 3 2 8 . 7 0 硫精矿 7 2 . 2 50 . 1 13 7 . 6 03 3 . 1 7 7 1 . 3 0 给矿 1 0 0 . 00 . 2 43 8 . 1 01 0 0 . 0 1 0 0 . 0 由于中矿铜矿物嵌布粒度较细, 且与硫矿物密 切共生, 当中矿磨矿细度为-4 4μm占8 9%时, 仍有 5 0%左右的铜矿物与硫矿物和脉石连生。继续提高 中矿再磨细度, 致使硫矿物过磨, 不利于铜硫浮选作 业的进行。故此, 铜精矿2中铜、 硫连生体含量较 多, 致使铜精矿2铜品位不高。 65 万方数据 2 0 2 0年第5期朱继生 某高硫难选铜矿石选矿试验研究 图4 闭路试验流程 F i g . 4 F l o w s h e e to f c l o s e d - c i r c u i t t e s t s 表1 0 闭路试验结果 T a b l e1 0 R e s u l t so f c l o s e d - c i r c u i t t e s t s /% 产品名称产率 品位回收率 C uSA u A g C uSA u A g 铜精矿1 2 . 3 82 2 . 5 13 1 . 7 14 . 7 12 5 . 57 6 . 5 34 . 4 43 5 . 0 32 4 . 8 7 铜精矿2 1 . 1 09 . 3 93 5 . 2 93 . 6 91 6 . 41 4 . 7 62 . 2 81 2 . 6 87 . 3 9 铜精矿 3 . 4 81 8 . 3 63 2 . 8 34 . 3 92 2 . 6 29 1 . 2 96 . 7 24 7 . 7 13 2 . 2 6 硫精矿 4 0 . 0 30 . 1 13 6 . 7 80 . 2 8 42 . 4 66 . 2 98 6 . 6 03 5 . 5 34 0 . 3 6 尾矿 5 6 . 4 90 . 0 3 32 . 0 10 . 1 01 . 1 92 . 4 26 . 6 81 7 . 7 62 7 . 3 8 原矿 1 0 0 . 00 . 7 01 7 . 0 00 . 3 22 . 4 41 0 0 . 01 0 0 . 01 0 0 . 01 0 0 . 0 3 结论 1) 该矿物可回收主要元素为铜、 硫, 其中铜矿物 主要是黄铜矿, 硫矿物主要是白铁矿。铜矿物嵌布 粒度较细且分布不均匀, 硫矿物嵌布粒度以粗、 中粒 为主。黄铜矿与白铁矿、 黄铁矿等矿物嵌布关系密 切, 分离困难。 2) 由于混合精矿含有大量剩余药剂, 加之白铁 矿可浮性较好, 致使铜矿物和含硫矿物分离困难。 针对混合精矿, 采用活性炭脱药后, 以石灰和亚硫酸 钠组合抑制硫矿物, 铜硫分离取得了良好效果。 3) 通 过 全 流 程 闭 路 试 验, 获 得 了 铜 品 位 为 1 8 . 3 6%, 铜回收率为9 1 . 2 9%的铜精矿, 其中金、 银 含量分别为4 . 3 9g/t和2 2 . 6 2g/t, 达到了计价标 准; 硫 精 矿 中 硫 品 位 为3 6 . 7 8%,硫 回 收 率 为 8 6 . 6 0%, 铜含量为0 . 1 1%。由于中矿中铜矿物嵌布 粒度较细, 且与硫矿物密切共生, 当中矿磨矿细度为 -4 4μm占8 9%时, 仍有5 0%的铜矿物与硫矿物和 脉石连生。继续提高中矿再磨细度, 致使硫矿物过 磨, 不利于铜硫浮选作业的进行。因此, 铜精矿2中 铜、 硫连生体含量较多, 铜精矿2铜品位不高。 参考文献 [1] 邱廷省, 刘燕波, 艾光华, 等.含金低铜高硫难选铜硫矿 石浮选分离工艺研究[J].矿山机械, 2 0 1 4(1) 9 6 - 1 0 0. 75 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 Q I UT i n g s h e n g,L I U Y a n b o,A IG u a n g h u a,e t a l . 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