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某硫化铜矿浮选工艺对比试验研究 ① 曹玉川 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 针对某硫化铜矿的特点，在试样多元素分析和查明目的矿物成分的基础上，进行了铜硫混浮和铜优先浮选两种工艺对比研 究，确定了最佳的工艺流程为铜优先浮选流程，针对含铜 ０．８２％的原矿，最终可获得铜精矿铜品位 ２４．５４％、铜回收率 ９１．９５％的指标。 关键词 铜矿； 浮选； 铜硫混浮； 优先浮选 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１７．０６．０１２ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１７）０６－００５４－０３ Ｃｏｍｐａｒｉｓｏｎ ｏｆ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Tｅｃｈｎｉｑｕｅｓ ｉｎ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａ Ｃｏｐｐｅｒ Ｓｕｌｆｉｄｅ Ｏｒｅ ＣＡＯ Ｙｕ⁃ｃｈｕａｎ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｗｏ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔｓ， Ｃｕ⁃Ｓ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｃｕ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｗｅｒｅ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ ｔｏ ｐｒｏｃｅｓｓ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ ｗｉｔｈ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ｏｆ ０．８２％ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｉｄｅｎｔｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｉｔｓ ｍｕｌｔｉ⁃ｅｌｅｍｅｎｔ ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｓ ａｎｄ ｍａｉｎ ｏｂｊｅｃｔｉｖｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ． Ｔｈｅ ｃｏｍｐａｒｉｓｏｎ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ， Ｃｕ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｅｒｆｏｒｍｓ ｂｅｔｔｅｒ， ｗｈｉｃｈ ｙｉｅｌｄｅｄ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２４．５４％ Ｃｕ ａｔ ９１．９５％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｃｏｐｐｅｒ ｏｒｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ 我国是铜消耗大国，但铜矿资源比较缺乏，特点是 贫矿多、富矿少、矿床规模小［１－２］。 针对我国铜矿资源 的特点，加大铜矿资源深度开发，提高铜矿资源的利用 水平，有利于缓解我国铜工业存在的供需矛盾，具有重 大的社会意义和经济意义［３－５］。 处理铜硫矿石的浮选流程主要有混合浮选、部分 混合浮选、异步混合浮选、优先浮选、部分优先浮选⁃混 合浮选、分步优先浮选、等可浮、快速浮选等［６］，本文 针对某硫化铜矿的矿物学特点，进行了铜硫混浮及铜 优先浮选工艺对比研究，确定了最优的浮选工艺流程， 获得了较好的试验指标。 １ 原矿性质 原矿化学多元素分析结果见表 １。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＳＰｂＺｎＡｓＴＦｅ ０．８２２０．２００．２００．２００．４５１８．９８ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＭｇＯＫ２ＯＮａ２Ｏ １２．６００．３０３．３８０．０３８０．０３５ 由表 １ 可知，该矿石中可供回收的有价元素主要 为铜，其中的铅锌不具有回收价值；选矿需要排除的组 分主要有 Ｆｅ、ＳｉＯ２、ＭｇＯ 等。 原矿铜物相分析结果见表 ２。 表 ２ 原矿铜物相分析结果 铜物相铜含量／ ％分布率／ ％ 自由氧化铜０．０２２２．６８ 结合氧化铜０．０２０２．４４ 次生硫化铜０．０３８４．６４ 原生硫化铜０．７４０９０．２４ 合计０．８２０１００．００ ２ 铜硫混浮试验 ２．１ 捕收剂用量条件试验 在前期试验基础上， 确定最优的磨矿细度为 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％、最优的捕收剂为丁基黄药和 丁铵黑药混合药剂（混合质量比为 ３ ∶１），进行了铜硫 混浮一粗二扫捕收剂用量条件试验，工艺流程如图 １ 所示，试验结果见表 ３。 ①收稿日期 ２０１７－０６－１２ 作者简介 曹玉川（１９８７－），男，江西余干人，硕士，工程师，主要研究方向为微细粒浮选工艺技术与设备。 第 ３７ 卷第 ６ 期 ２０１７ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥTＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３７ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１７ 万方数据 原矿 药剂单位g/t 磨矿-0.074 mm占70 粗 选 扫选 1 扫选精矿1 6.5 min 5 min 扫选 2 扫选精矿2粗精矿尾矿 4 min 捕收剂 2油 20 捕收剂 2油 10 捕收剂 图 １ 捕收剂用量试验流程 表 ３ 捕收剂用量试验结果 捕收剂用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 铜品位 ／ ％ 铜回收率 ／ ％ 粗选 ８０ 扫选 １ ４０ 扫选 ２ ２０ 粗精矿４９．１６１．５４９０．０１ 扫选精矿 １１０．１９０．４６５．５７ 扫选精矿 ２３．９８０．２７１．２８ 尾矿３６．６７０．０７２３．１４ 原矿１００．０００．８４１００．００ 粗选 １００ 扫选 １ ５０ 扫选 ２ ２５ 粗精矿５２．２９１．４６９２．９２ 扫选精矿 １８．６１０．３３３．４６ 扫选精矿 ２３．６９０．２４１．０８ 尾矿３５．４１０．０５９２．５４ 原矿１００．０００．８２１００．００ 粗选 １２０ 扫选 １ ６０ 扫选 ２ ３０ 粗精矿５４．１７１．４３９３．３０ 扫选精矿 １９．８９０．３０３．５８ 扫选精矿 ２４．７００．２０１．１３ 尾矿３１．２４０．０５３１．９９ 原矿１００．０００．８３１００．００ 由表 ３ 可知，捕收剂用量增加，精矿产率随之增加， 增加幅度较为缓慢，铜精矿品位逐渐下降，精矿回收率 缓慢增加，尾矿铜品位逐渐下降，尾矿铜损失率慢慢降 低，降低幅度也较小。 综合考虑品位和回收率指标，确 定捕收剂用量粗选＋扫选 １＋扫选 ２ 为 １００＋５０＋２５ ｇ／ ｔ。 ２．２ 全流程开路试验 铜硫混浮全流程开路试验流程如图 ２ 所示，结果 见表４。 由表４ 可知，在一段磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级 占７０％、二段磨矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占７０％条件下， 采用 一 粗 三 精 二 扫 流 程， 可 获 得 铜 精 矿 铜 品 位 ２５．１０％、回收率 ７０．７７％、中矿铜品位 ０．１５％ ～６．０８％、 中矿回收率 ２６．６２％、尾矿铜品位 ０．０５９％、尾矿铜损失 率 ２．６１％的指标。 ３ 铜优先浮选工艺流程 ３．１ 粗精矿再磨细度试验 铜优先浮选工艺流程确定最优捕收剂为 Ｚ－２００， 原矿 药剂单位g/t 磨矿 再磨 -0.074 mm占70 -0.038 mm占70 粗 选 精选 1扫选 1 精选 2 丁基黄药 丁铵黑药 2油 75 25 20 中矿1 中矿2 扫选精矿1 精选 3 精矿中矿3 Z-20020 6.5 min 5 min5 min 扫选 2 扫选精矿2尾矿 4 min CaO 100 CaO 2000 4 min 4 min CaO90 丁基黄药 丁铵黑药 2油 37.5 12.5 10 丁基黄药 丁铵黑药 19 6 图 ２ 铜硫混浮开路试验流程 表 ４ 铜硫混浮开路试验结果 产品名称产率／ ％铜品位／ ％铜回收率／ ％ 精矿２．３４２５．１０７０．７７ 中矿 ３１．３２６．０８９．６７ 中矿 ２５．１２０．７３４．５０ 中矿 １４０．３８０．１５７．３０ 扫选精矿 １１０．１９０．３３４．０５ 扫选精矿 ２３．９８０．２３１．１０ 尾矿３６．６７０．０５９２．６１ 原矿１００．０００．８３１００．００ 一段磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％，为获得高品 位铜精矿，对铜粗精矿再磨细度进行了条件试验，试验 流程见图 ３，结果见表 ５。 由表 ５ 可知，当再磨细度为 －０．０３８ ｍｍ 粒级占６０％时，可获得含铜 ２４．４３％、回收 率 ７３．８８％的铜精矿；再磨细度为－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ７０％时，铜精矿品位 ２７．５４％、回收率 ７３．６６％；磨矿细 度为－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ８０％时，铜精矿品位虽然略微 原矿 药剂单位g/t 磨矿 再磨 -0.074 mm占70 粗 选 精选 1 精选 2 中矿1 中矿2精选 3 精矿 中矿3 CaO70 Z-20060 5 min 5 min 尾矿 5 min 5 min CaO10 CaO 3000 图 ３ 铜优先浮选再磨细度试验流程 ５５第 ６ 期曹玉川 某硫化铜矿浮选工艺对比试验研究 万方数据 表 ５ 铜优先浮选再磨细度试验结果 －０．０３８ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 铜品位 ／ ％ 铜回收率 ／ ％ 精矿２．５１２４．４３７３．８８ 中矿 １１１．８６０．２９４．１４ ６０ 中矿 ２２．６６１．２８４．１０ 中矿 ３０．７９７．３４６．９９ 尾矿８２．１８０．１１１０．８９ 原矿１００．０００．８３１００．００ 精矿２．２２２７．５４７３．６６ 中矿 １１２．１１０．２８４．０９ ７０ 中矿 ２２．６９１．３０４．２１ 中矿 ３０．８０７．４２７．１５ 尾矿８２．１８０．１１１０．８９ 原矿１００．０００．８３１００．００ 精矿２．０７２８．９０７２．９５ 中矿 １１２．５４０．３４５．２０ ８０ 中矿 ２２．６０１．５５４．９２ 中矿 ３０．６１７．９５５．９１ 尾矿８２．１８０．１１１１．０２ 原矿１００．０００．８２１００．００ 升高，但是回收率下降了 ０．７１ 个百分点，综合考虑浮 选指标及磨矿成本，选择再磨细度为－０．０３８ ｍｍ 粒级 占 ７０％。 ３．２ 优先浮铜开路试验 铜优先浮选开路试验流程见图 ４，结果见表 ６。 原矿 药剂单位g/t 磨矿 再磨 -0.074 mm占70 -0.038 mm占70 粗 选 精选 1扫选 1 精选 2 中矿1 中矿2 扫选精矿1 精选 3 精矿中矿3 CaO70 Z-20060 Z-20030 Z-20030 5 min 5 min5 min 扫选 2 扫选精矿2尾矿 5 min 5 min 5 min CaO10 CaO 3000 图 ４ 优先浮铜开路试验流程 表 ６ 优先浮铜开路试验结果 产品名称产率／ ％铜品位／ ％铜回收率／ ％ 精矿２．２１２７．８０７３．１６ 中矿 ３０．８１７．４５７．１９ 中矿 ２２．６８１．３１４．１８ 中矿 １１１．６１０．２７３．７３ 扫选精矿 １７．４１０．５４４．７６ 扫选精矿 ２６．７２０．２５２．００ 尾矿６８．５６０．０６１４．９８ 原矿１００．０００．８４１００．００ 由表 ６ 可知，在一段磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％、二段磨矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ７０％条件下，采 用一粗三精二扫流程，可获得铜精矿铜品位 ２７．８０％、 回收率 ７３．１６％、中矿铜品位 ０．２５％～７．４５％、中矿回收 率 ２１．８６％、尾矿铜品位 ０．０６１％、尾矿铜损失率 ４．９８％ 的指标。 ４ 工艺对比及推荐流程 通过铜硫混浮工艺及铜优先浮选工艺开路指标对 比可以看出，采用铜优先浮选工艺，不仅铜精矿品位较 铜硫混浮工艺高 ２．７０ 个百分点，而且回收率高 ２．３９ 个 百分点，从选厂生产组织考虑，铜优先浮选工艺有利于 保障主要有价金属铜的高效回收；从磨矿成本考虑，铜 优先浮选工艺再磨量大大少于铜硫混浮工艺，能显著 降低磨矿成本。 综合考虑各项指标，确定最佳流程为 铜优先浮选工艺流程。 采用铜优先浮选工艺，经一粗三精二扫、中矿顺序 返回的闭路流程，最终可获得铜精矿产率 ３．１１％、铜精 矿品位 ２４．５４％、回收率 ９１．９５％、尾矿铜品位 ０．０６９％、 铜损失率 ８．０５％的指标。 ５ 结 语 １） 针对含铜 ０．８２％的某硫化铜矿，采用铜硫混浮 工艺，在一段磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７０％、二段磨 矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ７０％条件下，采用一粗三精 二扫开路流程，可获得铜精矿铜品位 ２５．１０％、回收率 ７０．７７％、中矿铜品位 ０．１５％～６．０８％、中矿回收率 ２６．６２％、 尾矿铜品位 ０．０５９％、尾矿铜损失率 ２．６１％的指标；采 用铜优先浮选工艺，在一段磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级 占７０％、二段磨矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占７０％条件下， 采用一粗三精二扫开路流程，可获得铜精矿铜品位 ２７．８０％、回收率 ７３．１６％、中矿铜品位 ０．２５％ ～７．４５％、 中矿回收率 ２１．８６％、尾矿铜品位 ０．０６１％、尾矿铜损失 率 ４．９８％的指标。 ２） 两种工艺研究对比发现，采用铜优先浮选工 艺，获得的指标不仅铜精矿品位较铜硫混浮工艺高 ２．７０ 个百分点，而且回收率高 ２．３９ 个百分点；从选厂 生产组织考虑，铜优先浮选工艺有利于保障主要有价 金属铜的高效回收；从磨矿成本考虑，铜优先浮选工艺 再磨量大大少于铜硫混浮工艺，能显著降低磨矿成本。 采用铜优先浮选工艺，经一粗三精二扫、中矿顺序返回 的闭路流程，获得了铜精矿含铜 ２４．５４％、回收率 ９１．９５％、 尾矿铜品位 ０．０６９％、铜损失率 ８．０５％的指标。 （下转第 ５９ 页） ６５矿 冶 工 程第 ３７ 卷 万方数据 原矿 弱磁 选 精矿 弱 磁选 尾矿 弱磁 选 磁化 焙烧 100.00 ; 46.73 100.00;8.95;1.07 89.81;52.03 100.00;/;/ 图例 产率 ;铁品位 TFe回收率 ; Al2O3回收率; NiO回收率 烧损10.19 磨矿-0.074 mm占95 76.23;55.57 90.65;/;/ 13.58;32.16 9.35;/;/ 70.95;57.06 86.63;/;/ 85.11;35.56 4.02;/;/ 6.36;44.86 6.10;/;/ 25.22;36.08 19.47;/;/ 64.59;58.26 80.53;10.02;1.18 磨矿-0.037 mm占92 图 ２ 还原焙烧⁃弱磁选试验流程 表 ８ 钠化还原焙烧⁃磁选试验结果 煤粉用量 ／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％ ＴＦｅＡｌ２Ｏ３ＮｉＯ 铁回收率 ／ ％ 精矿７７．８０５９．６２９．０１１．５１８５．３５ １５尾矿２２．２０３５．８４１５．１４０．６１１４．６５ 原矿１００．００５４．３４１０．３７１．３１１００．００ 精矿８６．２１６３．４８８．９８１．５７９５．４５ ２０尾矿１３．７９１８．９４１８．１９１．９３４．５５ 原矿１００．００５７．３４１０．２５１．６２１００．００ 试验结果表明，１１００ ℃下、煤粉用量２０％时，钠化 还原可获得精矿铁品位 ６３．４８％、Ａｌ２Ｏ３含量 ８．９８％、回 收率 ９５．４５％的指标，相比磁化焙烧，精矿品位提高了 ７．１ 个百分点，回收率提高了 ２．３ 个百分点，Ａｌ２Ｏ３含量 由 １０．０２％下降到 ８．９８％，并未有明显下降，说明钠化 还原磁化焙烧对该铁矿脱铝效果不理想。 ３ 结 语 １） 某含铝赤褐铁矿中可溶铁总含量为 ４６．７３％， 有益元素有镍、铬、钛、钒，有害元素主要是 Ａｌ２Ｏ３和 ＳｉＯ２。 铁矿物的有用矿物以褐铁矿为主，赤铁矿、假相 赤铁矿次之。 ２） 采用弱磁⁃强磁联合工艺、还原焙烧⁃磁选工艺 以及钠化还原⁃磁选工艺，均可使铁含量有一定富集， 但脱除造渣元素铝、硅效果不理想，ＮｉＯ、Ｃｒ２Ｏ３在精、 尾矿中平均分配，分选效果也不理想。 ３） 矿样属高铝褐铁矿，烧失后铁品位可达到 ５２％ 以上，选矿达不到脱铝富镍的效果，可选性不理想，该 铁矿资源利用可考虑无需进行选矿，推荐作为烧结矿 原料直接进入烧结工序，配以其它高质量的资源使用。 参考文献 ［１］ 李光辉，刘牡丹，姜 涛，等． 高铝铁矿石工艺矿物学特征及铝铁 分离技术［Ｊ］． 中南大学学报（自然科学版）， ２００９，４０（５）１１６５－ １１７１． ［２］ 张作良． 高铝铁矿石气基直接还原基础研究［Ｄ］． 沈阳东北大学 材料与冶金学院，２０１４． ［３］ 朱 超，杨 彪，龚志军，等． 褐铁矿粉磁化焙烧的实验与模拟研 究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（５）１０３－１０６． ［４］ 唐立靖，唐 云，梁居明． 高铝高硅褐铁矿钠化焙烧⁃磁选试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（２）１１７－１１９． ［５］ 沈峰满，郑海燕，姜 鑫，等． 高炉炼铁工艺中 Ａｌ２Ｏ３的影响及适 宜 ｗ（ＭｇＯ） ／ ｗ（Ａｌ２Ｏ３）的探讨［Ｊ］． 钢铁， ２０１４，４９（１）１－６． 引用本文 秦彩霞， 秦丽娜． 国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１７，３７（６）５７－５９． �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 ５６ 页） 参考文献 ［１］ 常 艳，杜晓慧，张百忍． 国外低品位铜矿分布与利用技术现状［Ｊ］． 中国地质调查， ２０１６，３（３）６２－６６． ［２］ 游 峰． 低品位铜矿资源开发利用与选矿工艺的优化与实践［Ｊ］． 科技创新与应用， ２０１６（３２）１２６． ［３］ 张文翰，李志春． 某高硫铜锌多金属矿综合回收试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１５（１）６４－６７． ［４］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［５］ 陈从喜． 中国铜矿资源的综合利用与绿色矿业［Ｊ］． 国土资源情 报， ２０１０（９）３１－３４． ［６］ 黄万抚，王群迎． 某难选铜硫矿石选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５，３５（６）５４－５６． 引用本文 曹玉川． 某硫化铜矿浮选工艺对比试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（６）５４－５６． ９５第 ６ 期秦彩霞等 国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究 万方数据