分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标

邹丽萍 罗仙平 马鹏飞 杜显彦 马沛龙 李运强

(江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州341000)

甘肃某铜矿石铜含量较高，且铜主要以黄铜矿形式存在。目前矿山以丁黄药为捕收剂，采用1粗1精3扫常规浮选工艺处理该矿石，虽能获得合格的铜精矿，但选矿指标不是十分理想。为此，江西理工大学对该矿石进行了新的浮选工艺研究，并获得了优良的试验结果。

1 矿石性质

矿石中金属矿物主要有黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿、隐晶质赤铁矿等;脉石矿物以石英、绿泥石、绢云母为主，有少量角闪石、方解石、石榴子石等。矿物的赋存形式多样，嵌布特征较复杂。其中黄铜矿多呈不规则状、浸染状、脉状、团粒状、星点状、条纹条带状产出，与磁铁矿、黄铁矿等连生关系密切;有的黄铜矿与磁铁矿、黄铁矿相互包裹，有的黄铜矿沿磁铁矿粒间充填，还有的黄铜矿呈脉状穿切黄铁矿，充填于黄铁矿粒间。

原矿的化学多元素分析结果如表1所示。可见，原矿的Cu品位较高，达1.63%。

表1 原矿化学多元素分析结果Table 1 Multi-element analysis results of run-of-mine ore %

将原矿破碎到－2 mm测定各粒级中黄铜矿的单体解离度，结果见表2。

表2 －2 mm原矿各粒级中黄铜矿的单体解离度Table 2 Chalcopyrite liberation degree in each size of raw ore at-2 mm %

由表2可知，黄铜矿的单体解离性能不够好，0.074～0.045 mm粒度下单体解离度还不到90%，即使是－0.045 mm粒度下也未达到完全单体解离。此外，黄铜矿的粒度分布较为分散，属极不等粒嵌布类型。这些都对提高选矿指标不利。

2 试验方案

矿石中黄铜矿的嵌布粒度不一，单体解离性能不佳，且有的黄铜矿与磁铁矿、黄铁矿等相互包裹连生，这些导致黄铜矿的可浮性存在一定的差异，而常规的浮选工艺对这种可浮性的差异不能很好地适应。因此，决定采用分步浮选工艺［1］开展试验。即第1步采用高选择性的捕收剂对易浮铜矿物进行快速浮选，获得大部分高品位的铜精矿;第2步则选用捕收能力较强的捕收剂进行强化浮选，选出剩余的难浮铜矿物［2］，以最大限度地提高铜的回收率。

3 试验结果与讨论

3.1 快速浮选条件试验

3.1.1 快速浮选捕收剂种类及粗选用量试验

要实现易浮铜矿物的快速浮选，选择合适的捕收剂是关键［3］。按图1流程，固定磨矿细度为－0.074 mm占75%，比较 Z－200、PAC、Mac－12、BK －301以及江西理工大学自主研发的LP－01等对铜具有较好选择性的捕收剂的快速粗选效果。结果表明，LP－01获得的铜粗精矿1指标最佳。因此，选择LP－01作为快速浮选的捕收剂。

图1 快速粗选条件试验流程Fig.1 Flow-sheet of rapid rough flotation

在－0.074 mm占75%磨矿细度下进一步进行快速粗选LP－01用量试验，试验结果见图2。

图2 快速粗选LP－01用量试验结果Fig.2 Tests of dosage of LP-01 for rapid rough flotation

由图2可知:随LP－01用量的增加，铜粗精矿1的铜回收率逐渐升高而铜品位逐渐下降。当LP－01用量为21 g/t时，铜回收率较高，此后继续增加LP－01用量，铜回收率变化不大而铜品位下降明显。因此，选取快速粗选LP－01用量为21 g/t。

3.1.2 磨矿细度试验

适宜的磨矿细度一方面可以使有用矿物充分单体解离，另一方面可避免不必要的过磨而造成经济损失和影响浮选指标［4］。按图1流程，以21 g/t LP－01为捕收剂进行磨矿细度试验，结果见图3。

图3 磨矿细度试验结果Fig.3 Flotation results at various grinding fineness

由图3可知，随磨矿细度的提高，铜粗精矿1的铜品位在22.95%～24.43%的小范围内逐渐上升，铜回收率先上升后下降，并在磨矿细度为－0.074 mm占80%时有最大值。综合考虑，选取磨矿细度为－0.074 mm占80%。

3.1.3 快速精选条件试验

对磨矿细度为－0.074 mm占80%、LP－01用量为21 g/t条件下获得的铜粗精矿1进行精选条件试验，结果表明，经 1次空白精选，即可获得含铜26.80%的铜精矿1，铜回收率为82.53%。

3.2 强化浮选条件试验

3.2.1 强化浮选捕收剂的选择

采用对铜具有较好选择性的捕收剂LP－01快速浮选出易浮铜矿物后，需采用捕收能力较强的捕收剂对剩余的较难浮铜矿物进行强化回收。按图4流程比较丁黄药、Y－89、丁黄药+丁铵黑药、Y－89+丁铵黑药、ZA－01、ZOS等捕收剂的强化粗选效果，试验结果见表3。

图4 强化浮选捕收剂种类试验流程Fig.4 Flow-sheet of various collectors for intensive rough flotation

表3 强化浮选捕收剂种类试验结果Table 3 Tests results of various collectors for intensive rough flotation

由表3可知，以Y－89为捕收剂时，所获铜粗精矿2的铜品位和铜回收率均为最高，因此选取Y－89作为强化浮选的捕收剂，其粗选用量为80 g/t。

3.2.2 矿浆pH试验

只有在适宜的矿浆pH下，药剂才能充分发挥作用，矿物才能被有效浮起或抑制［5］。以80 g/t Y－89为捕收剂，用CaO改变矿浆pH进行强化粗选，试验结果见图5。

图5 矿浆pH对强化粗选指标的影响Fig.5 Effects of pH value on intensive rough flotation

图5表明，当矿浆pH在7～10之间变化时，铜粗精矿2的铜品位仅由7.05%提高到7.42%，而铜回收率下降了2.19个百分点(由10.47%下降到8.28%)。同时由化学多元素分析结果可知，原矿中黄铁矿含量较低(原矿硫品位为2.13%)。因此，为尽可能地提高铜回收率，决定在不调整矿浆pH的情况下进行强化浮选。

3.2.3 强化粗选次数的确定

为进一步提高铜的回收率，进行了强化粗选次数试验。试验流程见图6，试验结果见表3。

图6 强化粗选次数试验流程Fig.6 Flowsheet of times tests for intensive rough flotation

表4 强化粗选次数试验结果Table 4 Results of times tests for intensive routine flotation%

由表4可知，铜粗精矿2－2铜品位为3.35%、铜回收率为1.44%，可与铜粗精矿2－1合并形成铜品位为6.22%、铜回收率为11.91%的铜粗精矿2，而铜粗精矿2－3铜品位太低，且铜回收率只有0.60%，不宜进行合并。因此，确定强化粗选次数为2次。

3.2.4 强化精选次数的确定

为得到合格的铜精矿2，进行了强化精选次数试验。结果表明:强化精选2次时，仅可获得含铜11.86%、铜回收率10.57%的铜精矿2;而强化精选3次可获得含铜14.89%、铜回收率9.88%的铜精矿2，在铜品位达到合格的同时，铜回收率仅下降了0.69个百分点。因此，确定强化精选次数为3次。

3.3 闭路流程试验

在上述条件试验及随后进行的开路流程试验基础上，按图7进行了分步浮选工艺闭路流程试验，同时还按现场工艺(图8)进行了对比试验。试验结果见表4。

图7 分步浮选工艺闭路试验流程Fig.7 Flowsheet of closed circuit stage flotation process

图8 现场工艺闭路试验流程Fig.8 Flow-sheet of on-site closed-circuit process

由表5可知:采用分步浮选工艺，可获得含铜25.61%、铜回收率为 83.58%的铜精矿 1，含铜13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2。铜精矿1和铜精矿2的累计铜品位为23.10%，累计铜回收率为95.94%，与现场工艺相比，铜精矿的铜品位提高了1.24个百分点，铜回收率提高了2.06个百分点。

表5 不同工艺闭路试验结果Table 5 Results of different closed-circuit process%

4 结论

(1)甘肃某铜矿石铜含量较高，为1.63%，且铜主要以黄铜矿形式存在，具有较好的利用价值。

(2)根据该矿石的性质，采用分步浮选工艺进行选矿试验，获得了铜品位为25.61%、铜回收率为83.58%的铜精矿1和铜品位为13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2，两者合计，综合铜精矿铜品位为23.10%、铜回收率达95.94%，与实验室条件下的现场工艺相比，铜精矿的铜品位提高了1.24个百分点，铜回收率提高了2.06个百分点。

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