某低品位金铜矿选矿工艺优化研究与生产实践

摘要：针对某金铜矿生产中由于矿石性质变化导致金、铜选矿指标下降等问题，在实验室小型试验的基础上，通过对现场磨矿分级作业和浮选作业开展系统的流程考查，诊断出现场存在的问题，并进行了工艺优化。通过采取控制磨矿浓度、优化捕收剂种类及配比、调整药剂分配比例等优化措施，选矿指标有了明显改善，铜回收率由93.36 %提高至94.81 %，金回收率由79.14 %提高至79.55 %，年可增加经济效益约295万元。

关键词：金铜矿;浮选;磨矿分级;流程考查;工艺优化

中图分类号：TD953文献标志码：A

文章编号：1001-1277（2022）05-0072-05doi：10.11792/hj20220514

某金铜矿始建于20世纪60年代，该矿山历经多次改扩建工程及生产工艺改造，选矿厂处理规模达到1 500 t/d，处理矿石为低品位金铜矿石，选矿工艺为浮选—浮尾磁选，产品为金铜混合精矿和磁铁精矿。近年来，随着资源的不断开发和利用，矿石性质发生变化，矿石中金、铜品位均有一定程度的降低，浮选生产指标有所下降。为此，本文在选矿试验研究的基础上，通过现场生产工艺流程考查，诊断出现场生产中存在的问题，并对现场生产工艺进行了优化和改进，取得了良好的生产指标。

1 矿石性质

某金铜矿矿石化学成分分析结果见表1。由表1可知：该矿石中金、银品位分别为0.81 g/t和8.55 g/t，铜品位为0.64 %，硫品位为1.95 %，铁品位为9.88 %。矿石中金属矿物主要为黄铁矿和黄铜矿，少量磁黄铁矿和磁铁矿等;贵金属矿物有自然金和银金矿;脉石矿物主要为钙铁辉石、方解石、透辉石，少量斜长石、石英、硅灰石等。矿石氧化率为4.96 %，矿石工艺类型为少硫化物矽卡岩型金铜矿石。

矿石中铜矿物嵌布状态分析结果见表2，金矿物嵌布状态分析结果见表3，金矿物粒度分布测定结果见表4。

由表2可知：铜矿物主要嵌布于脉石矿物裂隙、脉石矿物粒间及与黄铁矿连生;少量与闪锌矿和其他硫化矿物连生;脉石矿物包裹铜分布率为7.01 %。

由表3可知：金矿物嵌布状态以粒间金为主，占53.18 %;次为裂隙金，占30.45 %;少量包裹金，占16.37 %。

通过显微镜观察可知，脉石矿物包裹的铜矿物和金矿物粒度较细，且实践表明该类型脉石矿物包裹的铜矿物和金矿物多数不易解离，不利于浮选工艺回收。该礦石中金矿物以中粒金为主，占37.73 %，次为细粒金、微粒金，分别占32.59 %和25.28 %，少量为粗粒金和巨粒金，分别占3.53 %和0.87 %（见表4）。

2 小型试验研究

小型试验研究开展了系统的浮选条件优化试验，包括磨矿细度、调整剂种类及用量、捕收剂种类及用量、浮选浓度和浮选时间，并在最佳试验条件下进行了闭路试验。闭路试验流程见图1，闭路试验结果见表5。由表5可知：在实验室闭路试验中，浮选精矿金回收率为78.22 %，铜回收率为93.35 %。

3 生产工艺流程考查

为了能够给下一步现场工艺优化提供详细的工艺参数和优化调整方向，对磨矿分级作业和浮选作业进行了全面的流程考查[1-3]。

3.1 磨矿分级

磨矿分级作业分为东、西2个生产系列，考查当日东系列处理矿量为33.75 t/h，西系列处理矿量为30.50 t/h。矿浆流程见图2，重要参数考查结果见表6。

通过分析图2、表6中数据可知，当前磨矿分级作业中存在以下几个主要问题：

1）球磨机钢球充填率较低，影响磨矿效果。东系列球磨机钢球充填率为33.85 %，西系列球磨机钢球充填率为34.36 %，而格子型球磨机钢球充填率通常为40 %～45 %。球磨机钢球充填率较低会影响磨矿效率，导致球磨机比生产率下降。

2）2个生产系列球磨机的磨矿浓度差别较大，东系列磨矿浓度为77.72 %，西系列磨矿浓度为72.37 %。由于东、西系列的磨矿分级产品混合后，再分别进入2个浮选系列，因此磨矿浓度差别较大，不利于磨矿产品的均匀性。

3）磨矿分级产品细度较低，东系列水力旋流器溢流-0.074 mm占63.23 %，西系列水力旋流器溢流-0.074 mm占62.82 %，低于实验室最佳细度 -0.074 mm 占65 %，不利于矿物单体解离。

3.2 浮 选

磨矿分级作业产品经搅拌桶混合后，由分矿箱进入浮选作业。浮选作业流程考查当日药剂制度为：粗选作业丁基黄药用量7 g/t、丁铵黑药用量7 g/t、Z-200用量50 g/t;扫选一作业丁基黄药用量3 g/t、丁铵黑药用量3 g/t、Z-200用量10 g/t，扫选二作业不添加药剂。浮选流程数质量流程见图3（C为矿浆浓度，t为浮选时间）。

通过分析数质量流程可发现，目前浮选生产中存在以下问题：

1）粗选作业矿浆浓度为22.90 %，矿浆浓度偏低，会缩短浮选时间。

2）粗、扫选作业浮选时间合计为28.70 min，而浮选试验中粗、扫选作业浮选时间合计为11 min，现场浮选时间应为试验的3～5倍，即现场浮选时间最少为33 min才能满足生产要求，表明现场粗、扫选作业浮选时间较短。

此外，在流程考查期间各作业pH测定结果显示，粗选作业、扫选作业、精选一作业和精选二作业pH值为13～14，表明当前生产中矿浆pH偏高，不利于金的回收。同时，浮选作业还存在分矿箱分矿不均匀、泡沫输送管路破损严重及浮选机叶轮、盖板老化等问题。

4 工艺优化及生产实践

4.1 磨矿分级作业优化

针对流程考查中诊断出的相关问题，对磨矿分级作业采取的优化措施主要有3个方面[1-3]：①加强对磨矿作业钢球充填率的检测，保证格子型球磨机钢球充填率为40 %～45 %，提高球磨机比生产率，强化磨矿效率;②加强对球磨机磨矿浓度的控制，使2台球磨机磨矿浓度维持在75 %～80 %，保证磨矿在较佳浓度下进行;③保证磨矿分级溢流细度控制在-0.074 mm 占63 %～66 %，浓度控制在29 %～33 %，为浮选工艺给入浓度、细度适宜的物料。E60CAF5D-47D4-475F-A363-CDF854E2471C

4.2 浮选作业优化

4.2.1 优化捕收剂种类及配比

结合小型试验结果，对现场药剂种类及配比进行优化，捕收剂总用量提高至120 g/t，考察丁基黄药、丁铵黑药和Z-200在不同配比情况下，对现场生产的影响，捕收剂调整后生产指标见表7。

由表7可知：3种捕收剂组合对现场生产影响较小，综合考虑生产成本及现场实际情况，捕收剂添加制度确定为丁基黄药35 g/t、丁铵黑药35 g/t、Z-200 50 g/t。

4.2.2 调整药剂分配比例

为了最大程度发挥浮选药剂作用[4-5]，在丁基黄药35 g/t、丁铵黑药35 g/t和Z-200 50 g/t的药剂制度条件下，考察了粗选与扫选药剂分配比例对生产指标的影响，结果见表8。由表8可知：当粗选药剂分配比例为80 %时，铜生产指标较好，因此确定粗选药剂分配比例为80 %。

4.2.3 控制粗选与扫选作业pH

在流程考查过程中粗选与扫选作业矿浆pH值基本维持在13～14，pH过高。pH过高不仅会导致浮选泡沫发黏，影响浮选效果，而且严重腐蚀浮选设备及矿浆管路，还会增加生产成本[6-7]，为此严格控制粗选与扫选作业矿浆pH值为10～12。

4.2.4 设备调整及维修

针对流程考查中发现的部分设备生产不正常的现象，采取了以下优化措施：①对分矿箱结构进行了调整，分矿方式由压入式改为溢流式，分矿箱结构调整以后，可保证2个生产系列矿量更加均衡稳定;②全面更换生产中破损的浮選机叶轮和盖板，并保证叶轮和盖板之间的间隙在5～10 mm，杜绝浮选机“翻花”现象;③检查梳理泡沫输送管路及增设快速消泡装置，对磨损严重的泡沫输送管路进行更换，并在泡沫槽上部增设高压水快速消泡装置，解决泡沫输送不畅及浮选机吸浆能力差的问题。

4.3 优化效果

通过控制磨矿作业球磨机钢球充填率和磨矿浓细度，并优化浮选作业的药剂制度、分配比例、浮选机工作状态、泡沫输送管路、浮选矿浆pH和分矿箱结构等，选矿指标有了一定程度的提高（见表9）。优化后铜回收率由93.36 %提高至94.81 %，金回收率由79.14 %提高至79.55 %，年可增加经济效益约295万元。

5 结 论

1）某金铜矿矿石工艺类型为少硫化物矽卡岩型金铜矿石，矿石中存在部分铜矿物和金矿物的脉石矿物包裹体，同时含有一定量的粗粒金和巨粒金，不利于浮选工艺回收。

2）在最佳试验条件下，小型闭路试验可获得金品位23.71 g/t、铜品位22.35 %的浮选精矿，金回收率为78.22 %，铜回收率为93.35 %。

3）现场生产中球磨机钢球充填率、磨矿分级产品-0.074 mm占比和粗选作业矿浆浓度较低，粗、扫选作业浮选时间不足且pH较高，以及部分设备未正常运行等影响选矿指标。

4）通过对现场磨矿分级和浮选作业进行优化，选矿指标得到明显改善，优化后铜回收率由93.36 %提高至94.81 %，金回收率由79.14 %提高至79.55 %，年可增加经济效益约295万元。

[参 考 文 献]

[1] 胡岳华，冯其明.矿物资源加工技术与设备[M].北京：科学出版社，2006：203-215.

[2] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京：冶金工业出版社，1987.

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[5] 胡善友，崔曙忠.某金矿尾矿的浮选工艺试验研究与实践[J].黄金，2004，25（12）：42-45.

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Beneficiation process optimization and production practice in a low-grade gold copper mine

Yu Hongbin

（Changchun Gold Research Institute Co.，Ltd.）

Abstract：In the production of a  gold copper mine，the ore-dressing indexes of gold and copper decline because of changing ore property.In light of that，based on lab tests，the study investigated systematically the flowsheets of on-site grinding grading operation and flotation operation，diagnosed the problems on site and carried out process optimization.By adopting optimization measures such as controlling grinding concentration，optimizing collector types and proportion and adjusting reagent proportion，the ore-dressing indexes are greatly improved：copper recovery rate is increased from 93.36 % to 94.81 %，gold recovery rate is increased from 79.14 % to 79.55 %，creating 2.95 million yuan/a more profits.

Keywords：gold copper mine;flotation;grinding grading;flowsheet investigation;process optimization

收稿日期：2021-11-12; 修回日期：2022-03-18

作者简介：于鸿宾（1989—），男，内蒙古赤峰人，工程师，硕士，从事选矿与冶炼综合利用工艺研究工作;长春市南湖大路6760号，长春黄金研究院有限公司选冶研究所，130012;E-mail：yhongbincsu@163.comE60CAF5D-47D4-475F-A363-CDF854E2471C