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四川某微细粒次生硫化铜矿浮选工艺研究 ① 傅开彬1，2， 汤鹏成1， 秦天邦1， 徐 信1， 彭铁峰1 （1.固体废物处理与资源化教育部重点实验室，四川 绵阳 621010； 2.矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京 100160） 摘 要 针对四川某微细粒嵌布、低氧化率混合铜矿铜回收率低的问题，进行了浮选试验研究。 采用一粗一精三扫闭路浮选流程， 在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 70％、2＃油用量 100 g／ t、Na2S 用量 100 g／ t、丁基黄药和丁铵黑药（1 ∶3）组合捕收剂用量 250 g／ t 和浮 选时间 4 min 条件下，获得了铜精矿产率 3.34％、铜品位 21.61％、回收率 85.93％的选矿指标。 研究结果能为该矿的生产实践提供理 论和技术支持，同时为国内外同类矿山的开发利用提供一定的借鉴。 关键词 微细粒嵌布； 次生硫化铜； 浮选； 捕收剂 中图分类号 TD923； TD952文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.06.010 文章编号 0253-6099（2018）06-0048-03 Flotation Technology of Fine-disseminated Secondary Sulfide Copper Ore from Sichuan FU Kai-bin1，2， TANG Peng-cheng1， QIN Tian-bang1， XU Xin1， PENG Tie-feng1 （1.Key Laboratory of Solid Waste Treatment and Resource Recycle， Ministry of Education， Mianyang 621010， Sichuan， China； 2.State Key Laboratory of Mineral Processing， Beijing 100160， China） Abstract Flotation tests were conducted to improve the copper recovery of a mixed copper ore from Sichuan Province， which is fine-disseminated with low oxidation rate. A closed-circuit flotation flowsheet with one roughing， one cleaning and three scavenging was adopted. With the grinding fineness at -0.074 mm 70％， with reagent dosage for frother 2＃oil， activator Na2S and combined collector （with ammonium dibutyl dithiophosphate／ butyl xanthate ratio as 3） as 100 g／ t， 100 g／ t， and 250 g／ t， respectively， the flotation for 4 min resulted in 85.93％ Cu recovery to a concentrate grading 21.61％ Cu， with a yield of 3.34％. This study can not only provide theoretical and technical support for the production practice of this mine， but also be of reference for the operation of similar mines. Key words fine-disseminated； secondary sulfide copper ore； flotation； collector 随着铜矿资源的不断开采利用，富铜矿资源逐年减 少，同时工业上较易处理的原生硫化铜矿资源日益枯 竭，次生硫化铜矿石在铜资源中的地位日渐重要[1]。 次生硫化铜矿（如辉铜矿、斑铜矿）为原生硫化物 氧化分解、还原、浸染、迁移作用而成，因此次生硫化铜 矿床普遍存在着复杂的致密交代现象。 次生硫化铜矿 物的可浮性往往较差[2]，究其原因主要有两个方面， 一是结晶不完全及嵌布过细；二是在磨矿过程中，次生 铜矿物间晶格断裂，易产生大量的游离态铜离子，造成 矿浆中易被铜离子活化的硫化矿可浮性骤然上升[3]， 导致铜精矿产品中杂质元素超标。 四川省美姑县境内某铜矿日处理量 1 000 t，2016 年初开始生产以来，选矿生产技术指标不稳定，精矿铜 回收率较低。 为了提高铜金属回收率和矿山综合经济 效益，本文分析了该矿原矿成分、物相和主要铜矿物嵌 布特征，并在此基础上进行了浮选试验研究，为该矿的 生产实践提供理论和技术支持，同时为国内外同类矿 山的开发利用提供一定的借鉴。 1 原矿性质 原矿中主要金属矿物为黄铁矿和辉铜矿，次要 金属矿物有黄铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石、铜蓝 和赤铁矿等，脉石矿物主要为石英、白云石、长石、方 解石岩屑，及少量海绿石、锆石、金红石等。 原矿 X 射 ①收稿日期 2018-06-09 基金项目 矿物加工科学与技术国家重点实验室开放研究基金专项资助（BGRIMM-KJSKL-2016-07）；四川省科技计划资助（2018GZ0403／ 18zs2114）；固体废物处理与资源化教育部重点实验室资助课题（13zxgk07，15zxgk03） 作者简介 傅开彬（1975-），男，四川威远人，副教授，博士，主要研究方向为矿物加工理论与工艺。 第 38 卷第 6 期 2018 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №6 December 2018 万方数据 线荧光光谱（XRF）分析结果见表 1，铜物相分析结果 见表 2。 表 1 原矿 XRF 分析结果（质量分数） ／ ％ SiO2 CaO Al2O3 MgO Fe2O3K2O CuO SO3TiO2 63.2114.518.395.542.692.361.080.370.97 P2O5MnOBaOPbOZnOZrO2Rb2OSrOAs2O3 0.490.170.120.010.010.040.010.020.01 表 2 铜物相分析结果 铜物相品位／ ％分布率／ ％ 硫酸盐中铜0.0020.24 游离氧化铜0.0546.34 结合氧化铜0.0445.14 次生硫化铜0.7082.02 原生硫化铜0.056.26 合计0.85100.00 矿石矿物具胶结结构、半自形-它形粒状结构、交 代结构，星点状、浸染状、细脉状构造，含量约 4％。 辉 铜矿是矿石中主要含铜矿物，多呈半自形-它形柱粒状 及隐晶质集合体，粒状大小 0.015～0.075 mm，嵌布在 脉石矿物孔隙处或脉石矿物边缘及表面，部分与斑铜 矿、黄铜矿相伴嵌布在脉石矿物颗粒间， 含量约 0.83％，属微细粒嵌布辉铜矿。 试验矿样属硫化矿，有价元素为铜，主要目的矿物 是辉铜矿等，含有部分氧化铜矿，铜氧化率为 11.72％， 属于氧化率较低的混合铜矿，该类矿石宜采用硫化浮 选工艺流程进行试验，原则流程见图 1。 原矿 磨矿 硫化钠 捕收剂 2油 铜 浮选 铜精矿尾矿 5 min 3 min 1 min 4 min 图 1 试验原则流程 2 试验结果与分析 2.1 磨矿细度试验 有用矿物单体解离是实现浮选富集的重要前提， 适宜的磨矿细度对选别指标具有重要影响[4]。 为确 定合适的磨矿细度，进行了磨矿细度对铜矿物浮选效 果影响试验。 试验条件为硫化钠用量 200 g／ t，戊基 黄药 100 g／ t ＋丁基黄药 100 g／ t，2＃油用量 100 g／ t，浮 选时间 4 min，结果如图 2 所示。 -0.074 mm粒级含量／ 40 35 30 25 20 15 10 60 55 50 45 40 35 30 5060708090 Cu品位／ Cu回收率／ ● ● ◆ ● ◆ ● ◆ ● ◆ 图 2 磨矿细度试验结果 图 2 结果表明，磨矿细度对矿石中铜矿物浮选效 果影响较大，随着-0.074 mm 粒级含量增加，铜精矿品 位和回收率均呈现先增加后降低的趋势，当矿石磨至 -0.074 mm 粒级占 70％，继续增加磨矿细度，铜精矿品 位和回收率均下降，表明继续增加磨矿细度恶化了铜矿 物浮选效果。 故磨矿细度-0.074 mm 粒级占 70％为宜。 2.2 Na2S 用量试验 该铜矿中铜矿物氧化率为 11.72％，为了提高铜回 收率，需考虑氧化铜矿回收。 工业生产中，氧化铜矿浮 选常用硫化钠进行硫化活化，硫化过程的好坏决定硫 化浮选的成败，关键是控制活化剂（硫化钠）用量[5]。 磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 70％，其他条件不变，考 察了 Na2S 用量对含铜矿物浮选效率的影响，结果如图 3 所示。 Na2S用量／g t-1 36 34 32 30 28 26 60 58 56 54 52 50 48 0100200300400 Cu品位／ Cu回收率／ ● ● ◆ ◆ ● ◆ ● ◆ ● ◆ 图 3 Na2S 用量试验结果 从图 3 可以看出，随着硫化钠用量增加，铜精矿中 铜品位和回收率均呈现先增加后降低的趋势，适量的 硫化钠能提高矿石中含铜矿物的回收率，过量的 Na2S 成为硫化铜矿物或已被硫化的氧化铜矿物的抑制 剂[6-7]，故 Na2S 用量确定为 100 g／ t。 2.3 捕收剂种类试验 通过对磨矿细度、2＃油用量、Na2S 用量的优化，虽 94第 6 期傅开彬等 四川某微细粒次生硫化铜矿浮选工艺研究 万方数据 然可以获得铜品位较高的铜精矿，但铜回收率不高，故 选择合适的捕收剂对提高铜回收率具有重要的意义。 根据生产实践经验和相关文献报道，选择戊基黄药、丁 基黄药、丁铵黑药、乙基黄药和乙硫氮作为铜矿物候选 捕收剂[8]。 Na2S 用量 100 g／ t、捕收剂用量 200 g／ t，其 他条件不变，捕收剂种类试验结果如表 3 所示。 表 3 捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 铜品位 ／ ％ 铜回收率 ／ ％ 精矿0.0816.551.58 戊基黄药尾矿99.920.8398.42 原矿100.000.84100.00 精矿1.3829.7448.85 丁基黄药尾矿98.620.4451.15 原矿100.000.84100.00 精矿5.8110.6073.32 丁铵黑药尾矿94.190.2426.68 原矿100.000.84100.00 精矿0.223.460.91 乙基黄药尾矿99.780.8399.09 原矿100.000.84100.00 精矿1.6319.8138.44 乙硫氮尾矿98.370.5361.56 原矿100.000.84100.00 从表 3 可以看出，各捕收剂对矿石中铜矿物捕收 能力差异较大，碳链较长的戊基黄药和碳链较短的乙 基黄药对含铜矿物的捕收能力弱，铜回收率很低，丁基 黄药、丁铵黑药和乙硫氮对矿石中铜矿物捕收能力较 强，丁基黄药和乙硫氮对矿石中含铜矿物选择性较强， 铜精矿铜品位较高；丁铵黑药捕收能力最强，虽然获得 铜精矿铜品位较低，但铜回收率最高。 故捕收剂选择 丁基黄药和丁铵黑药。 药剂配比试验结果表明，丁基 黄药和丁铵黑药配比为 1∶3为宜。 2.4 捕收剂用量试验 捕收剂用量对铜精矿铜品位和回收率影响较大， 故需要确定合适的捕收剂用量。 以丁基黄药和丁铵黑 药（1∶ 3）组合药剂为捕收剂，进行了捕收剂用量试验， 结果如图 4 所示。 捕收剂用量／g t-1 20 15 10 5 90 85 80 75 70 65 100150200250300 Cu品位／ Cu回收率／ ● ● ◆ ◆ ● ◆ ● ◆ ● ◆ 图 4 捕收剂用量试验结果 从图 4 可以看出，随着捕收剂用量增加，铜精矿中 铜回收率逐渐增大，铜品位逐渐降低。 确定丁基黄药 和丁铵黑药（1∶3）组合捕收剂用量 250 g／ t 为宜。 2.5 浮选闭路试验 在条件试验基础上，优化某些试验条件后，进行了 浮选闭路试验，试验流程见图 5，结果见表 4。 铜 粗选 精矿 4 min 4 min3 min 2 min 矿样 磨矿 铜 精选 药剂单位g/t -0.074 mm占70 铜 扫选1 铜 扫选2 硫化钠 丁基黄药丁按黑药 2油 100 62.5187.5 100 5 min 3 min 1 min 硫化钠 丁基黄药丁按黑药 2油 50 2575 50 5 min 3 min 1 min 硫化钠 丁基黄药丁按黑药 2油 25 1545 50 5 min 3 min 1 min 尾矿 2 min 铜 扫选3 硫化钠 丁基黄药丁按黑药 2油 25 1545 50 5 min 3 min 1 min 图 5 浮选闭路流程 表 4 浮选闭路试验结果 产品名称产率／ ％铜品位／ ％铜回收率／ ％ 精矿3.3421.6185.93 尾矿96.660.1214.07 原矿100.000.84100.00 表 4 结果表明，经过一粗一精三扫闭路浮选流程， 获得铜精矿产率 3.34％、铜品位 21.61％、回收率 85.93％； 尾矿中铜品位为 0.12％、回收率 14.07％。 依据铜精矿 质量标准 YS／ T 3182007，铜精矿中铜含量达到三级 品要求。 铜精矿中伴生元素金含量为 0.50 g／ t，银含 量为 66.84 g／ t，硫含量为 8.97％。 3 结 论 某矿石中铜氧化率为 11.72％，属微细粒嵌布氧化 率较低的混合铜矿，主要金属矿物为辉铜矿、黄铜矿、 斑铜矿、黄铁矿、篮辉铜矿、孔雀石、铜篮和赤铁矿等， 脉石矿物主要为石英、岩屑、白云石、长石、方解石，及 少量海绿石、锆石和金红石等。采用一段磨矿，经过一 （下转第 54 页） 05矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 取适当的矿石磨矿细度、适量添加六偏磷酸钠加强矿 浆分散和对脉石矿物的抑制、适量添加聚丙烯酰胺选 择性絮凝微细粒级矿物、优化捕收剂用量一系列措施 对该矿石进行浮选优化研究，取得了精矿氧化铝含量 54.47％、铝硅比 7.02、氧化铝回收率 75.96％、尾矿铝硅 比 1.80 的浮选指标，总体浮选指标较好。 参考文献 [1] 李光辉，董海刚，肖春梅，等. 高铁铝土矿的工艺矿物学及铝铁分 离技术[J]. 中南大学学报（自然科学版）， 2006（4）235-240. 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