新疆某氧化型铜矿的选矿实验研究.pdf

2019年第3期新 疆 有 色 金 属 从铜物相分析结果来看， 该矿样氧化相铜有 0.39， 占了全铜约38； 硫化相铜有0.65， 占了全 铜约62， 其中次生硫化铜约29、 原生硫化铜约 33。该矿样中铜氧化率37.68， 依据矿石类型划 分标准， 属于氧化型铜矿石。 1 原矿多元素分析 矿样多元素分析见表1。 表1矿样多元素分析表 元素名称 含量 元素名称 含量 Cu 0.88 Al 4.22 Pb 0.017 As 0.028 Zn 0.15 Fe 11.59 S 4.06 Au* 0.35 Ca 18.91 Ag* 17.5 Mg 2.93 注 *单位为g/t 2 选矿实验研究 2.1 磨矿细度实验 磨矿细度实验见表2。 表2磨矿细度实验结果 试验条件 -0.074mm 占70 -0.074mm 占75 -0.074mm 占80 -0.074mm 占85 产品名称 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 产率 2.48 4.62 92.90 100.00 2.10 5.24 92.66 100.00 2.33 5.18 92.50 100.00 2.48 5.34 92.18 100.00 Cu品位 15.33 4.39 0.32 0.88 17.92 5.01 0.26 0.88 17.53 4.85 0.25 0.89 17.14 4.39 0.25 0.89 Cu回收率 43.2 23.0 33.8 100.0 42.8 29.8 27.4 100.0 45.8 28.2 26.0 100.0 47.8 26.3 25.9 100.0 随着磨矿细度的增加， 该铜矿物所获得的铜粗 精矿产品品位先升后降， 尾矿回收率呈现的是下降 趋势， 自磨矿细度-0.074mm 占 70到磨矿细度- 0.074mm占75时， 下降幅度较大， 从33.8下降至 27.4， 继续增加磨矿细度后， 变化不大， 幅度保持约 为1， 综合铜粗精矿品位和回收率的变化， 及现场 选矿磨矿成本考虑， 该铜矿物粗选磨矿细度宜选择- 0.074mm占75为宜。 2.2 分段添加硫化钠探索试验 分段添加硫化钠探索试验见表3。 表3 分段添加硫化钠试验结果 试验条件 硫化钠 一段0 g/t 二段500 g/t 硫化钠 一段0 g/t 二段1000 g/t 硫化钠 一段250 g/t 二段500 g/t 硫化钠 一段250 二段1000 硫化钠 一段500 g/t 二段500 g/t 产品名称 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 产率 2.08 3.07 94.85 100.00 2.10 5.24 92.66 100.00 2.38 3.74 93.88 100.00 2.36 5.16 92.48 100.00 2.72 3.34 93.94 100.00 Cu品位 17.42 6.35 0.33 0.87 17.66 5.49 0.25 0.89 15.01 6.70 0.29 0.88 15.15 5.29 0.27 0.88 14.02 7.07 0.29 0.89 Cu回收率 41.6 22.4 36.0 100.0 41.7 32.3 26.0 100.0 40.6 28.5 30.9 100.0 40.6 31.0 28.4 100.0 42.8 26.5 30.6 100.0 由表3可以看出， 磨矿中加入硫化钠， 随着硫化 新疆某氧化型铜矿的选矿实验研究 周立龙 （新疆喀拉通克矿业有限责任公司 富蕴 836107） 摘要根据工艺矿物学和试验研究,推荐了最终合理的工艺流程为 常规浮选分步硫化浮选工艺， 在粗选Ⅰ段只添加丁黄药和丁胺 黑药， 使得大部分的易浮铜矿物不需硫化而直接上浮， 粗选Ⅱ段添加硫化钠强化部分氧化铜矿物的浮选， 同时采用多段硫化扫选降尾。最终获 得含铜21.11的精矿产品， 铜精矿回收率指标为70.6。其中金、 银均达到计价标准， 按照原矿品位与浮选指标计算， 金的浮选回收率为 27.0， 银的浮选回收率为64.4。 关键词氧化铜矿选矿实验 DOI10.16206/ki.65-1136/tg.2019.03.007 18 万方数据 2019年第3期新 疆 有 色 金 属 钠用量的增加， 粗精矿1的产率增加， 但回收率变化 不大， 粗精矿中铜品位下降， 磨矿中的硫化钠产生了 抑制作用， 在第一段粗选中不宜添加硫化钠。在第 二段粗选中添加硫化钠， 随着硫化钠用量的增加， 铜 粗精矿2产率增加， 尾矿中铜损失率下降， 硫化钠在 此起到了活化氧化铜矿的作用， 故在二段粗选中添 加硫化钠是适宜的。扫选添加了捕收性能较好的氧 化矿物捕收剂Y-801。 2.3捕收剂用量实验 捕收剂用量实验见表4。 表4捕收剂用量实验 试验条件 丁基黄药 4020 丁铵黑药 2010 丁基黄药 8040 丁铵黑药 4020 丁基黄药 10050 丁铵黑药 5025 丁基黄药 12060 丁铵黑药 6030 产品名称 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 粗精矿1 粗精矿2 尾矿 原矿 产率 1.26 3.67 95.08 100.00 1.80 4.37 93.84 100.00 2.17 4.48 93.35 100.00 2.10 5.24 92.66 100.00 Cu品位 15.36 6.31 0.49 0.89 16.53 6.67 0.30 0.87 17.59 5.91 0.25 0.88 17.66 5.49 0.25 0.89 Cu回收率 21.7 26.0 52.3 100.0 34.2 33.5 32.4 100.0 43.4 30.1 26.5 100.0 41.7 32.3 26.0 100.0 由表4可知,当丁基黄药用量为40g/t,组合丁铵 黑药用量为20g/t时,粗精矿的产率较低,尾矿损失率 过大,说明捕收剂用量不足。增加捕收剂丁基黄药和 丁铵黑药的用量从80g/t40g/t至100g/t50g/t时， 粗 精矿产率增加， 有用矿物品位升高， 尾矿损失率仍在 下降， 说明捕收剂还不足。继续增大捕收剂用量至 丁基黄药和丁铵黑药用量为120g/t60g/t时， 从试验 现象看， 二段粗选的泡沫过于厚实， 有泥质脉石矿物 开始上浮， 而从试验结果可以看出， 继续增大捕收剂 的用量， 尾矿有用矿物损失率不再降低， 因此， 丁基 黄药和丁铵黑药组合用药量100g/t50g/t为宜。 3 闭路试验 为了进一步验证该试验的可行性， 在条件试验 的基础上进行了闭路试验， 试验结果见表5。 表5闭路试验结果 平均指标 精矿 尾矿 原矿 3.07 96.93 100.00 21.11 0.24 0.88 70.6 26.4 100.0 采用常规中矿循序返回闭路流程， 未发生中矿 恶性循环现象， 较好的实现了闭路平衡。 根据工艺矿物学铜物相分析， 5的结合氧化铜 和硫酸铜无法获得回收,铜矿主要损失于结合氧化铜 硫酸铜及部分自有氧化铜和微细粒脉石包裹体中的 夹杂铜,导致尾矿中的铜损失了26.4。 4 实验研究结论 ⑴以获得优良选矿技术指标和合格精矿品质为 原则， 确定合理的工艺流程为 常规浮选分步硫化 浮选工艺， 在粗选Ⅰ段只添加丁黄药， 使得大部分的 易浮铜矿物不需硫化而直接上浮， 粗选Ⅱ段添加硫 化钠强化部分氧化铜矿物的浮选， 同时采用多段硫 化扫选降尾， 推荐最终合理的工艺流程为， 单一浮选 工艺流程， 即在－0.074mm占75％的磨矿细度条件 下， 采用两粗一扫两精的工艺流程。粗选Ⅰ和粗选 Ⅱ合并作为粗精矿添加抑制剂抑制脉石矿物， 提高 精矿品位， 最终获得含铜21.11的精矿产品， 铜精矿 回收率指标为70.6。 ⑵ 针对本试验矿石选用了异羟肟酸作扫选捕收 剂， 试验中发现异羟肟酸对孔雀石有特别高的亲和 力， 浮选现象好， 矿化好， 能够在扫选作业中回收氧 化铜矿物， 提高铜精矿回收率。 ⑶ 经过先浮选硫化铜、 后浮选氧化铜， 并添加螯 合剂辅助扫选的情况下， 该矿石的尾矿损失率仍有 20左右， 与物相结果的理论值相差较远。在一定 程度上说明， 该矿石依靠浮选工艺并未得到完全的 回收。这与该矿石部分铜矿物呈极细粒嵌布的矿石 性质相关， 这在尾矿筛析结果铜的损失绝大部分在 400目的微细粒级别一致。受制于本次试验的研究 深度， 建议在实际生产建设中需要着重对此进行深 入的研究， 以提高该矿石的资源利用效率。 收稿 2019-03-20 19 万方数据