某铜矿石可选性试验

张汉泉

(武汉工程大学环境与城市建设学院，湖北 武汉 430073)

湖北地区某铜矿为矽卡岩型矿床，由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制，分选困难。由于当前面临着矿石品位降低、性质复杂、原料成本上升的严峻挑战，对此，铜选厂都在竭力降低生产成本，改进生产工艺，提高金、银等伴生矿物的回收率[1-3]。

分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。通过试验提出该铜矿的可选性(即精、尾矿的品位及回收率)，选矿方法及步骤或流程；查明物质成分(化学成分，矿物含量)，矿物结构构造及相互关系，铜的赋存状态、嵌布关系及结晶粒度等特征；指出伴生金回收的可能性；指出磨矿细度及药剂条件对铜回收的影响；进行产品分析，指出提高产品质量的合理途经，满足矿床开采评价的要求。

1 试样

1.1 试样性质

本次试验样为闪长岩铜矿石，致密坚硬，浅肉红色、灰绿色、暗绿色块状结构，柱粒状结构。试样的物质组成绝大部分为脉石矿物，金属矿物少。

脉石矿物中主要是斜长石，其次是方柱石、云母、角闪石，少量绿帘石、磷灰石。

金属矿物主要是黄铜矿、黄铁矿、褐铁矿、少量磁铁矿、辉铜矿、铜兰、孔雀石，微量斑铜矿、闪锌矿、白铁矿。硫化铜矿作为铜的主要矿物，因此采用浮选是其主要选别方法。采用的用的捕收剂是常见的黄药类，其次是黑药类及酯类。黄药类捕收剂以乙基黄药、异丙基黄药和丁基丁基用为主[4-5]；本研究拟采用采用来源广泛的乙基黄药。

采用选矿试样进行定量测定，矿物百分含量如表1所示。

表1 矿物百分含量表

铜主要赋存于黄铜矿中，少量赋存于孔雀石、辉铜矿、铜兰、斑铜矿中。铜矿物的嵌布特征如下。

黄铜矿：为它形晶集合体，以浸染状、星点状、网脉状分布于脉石矿物中，少部分呈网脉状充填于黄铁矿破碎后的裂隙中，呈乳滴状分布于黄铁矿中，呈浸染状分布于褐铁矿中，很少部分黄铜矿中含有细小的闪锌矿微晶呈固溶体分离结构。黄铜矿的粒度为0.002～2.5mm，在富铜矿石中多数大于0.3mm，在较贫的铜矿石中多数大于0.06mm。

斑铜矿：黄铜矿的次生蚀变产物，分布于黄铜矿的边缘呈包有黄铜矿的残留体。斑铜矿的力度为0.005～0.1mm。

辉铜矿和铜兰：交代黄铜矿呈反应边结构，粒度为：0.005～0.1mm。

孔雀石：呈纤维状集合体或放射状分布于脉石中，粒度为0.1～3mm。

黄铁矿：为他形-半自形晶，呈浸染状、星点状分布于脉石中，少部分呈破碎结构，脉石或黄铜矿充填于裂隙中。黄铁矿的粒度为0.002～3mm，在富铜矿中多数大于0.4mm，而在较贫的铜矿石中多数大于0.1mm。

1.2 原矿分析

原矿多元素分析结果见表2，铜、硫物象分析结果见表3、表4；原矿粒度筛析结果见表5。

表2原矿多元素分析结果

组分Fe/%Cu/%S/%Co/%Au/(g/t)含量5．881．151．890．0060．317组分CaO/%MgO/%Al2O3/%SiO2/%含量11．305．005．9446．60

表3 铜物象分析结果

表5 原矿粒度分析结果

矿样中氧化铜矿物含量占铜矿物总量的13.24%，主要以结合氧化铜(孔雀石和蓝铜矿)的形式存在，它们中的铜常与矿石中的硅、铝、钙、镁、铁、锰等元素的氧化物相结合，形成难以单体解离、缺乏铜矿物易浮特性的集合体。游离氧化铜矿物容易浮游，而结合氧化铜矿物基本上不能用单一的浮选法回收。直接用黄药浮选氧化铜矿，选别指标会很低。这是由于氧化矿物表面的离子键通过静电吸引将水分子极化，形成定向排列的水化膜，使矿物表面呈亲水，捕收剂难以透过水化膜作用到矿物表面[6-9]，且因黄药吸附层结构松散、多孔、易脱落而导致效果较差。因此，生产实践中多采用硫化-黄药浮选法：先用硫化钠或其它硫化剂(如硫氢化钠)将氧化矿物进行硫化，然后用黄药作捕收剂进行浮选[10]。

2 试验结果

2.1 条件试验

为探索最佳浮选工艺条件，进行了磨矿细度、硫化钠用量、黄药用量、松油用量、石灰用量和Z-200比较试验等条件试验。

条件试验确定最佳浮选工艺条件为：磨矿细度75%-0.076mm、硫化钠100g/t(或不加)、黄药用量为80g/t、松油用量为49g/t、石灰用量为2000g/t时对硫的抑制效果稍好，Z-200添加比不添加要好(表6)。

2.2 扫选流程试验

为了减少铜矿物的损失，增加了扫选作业以强化铜矿物的回收。在粗选尾矿中分别添加了乙黄药20g/t、松油14g/t，扫选时间为5min。其选别流程见图1，试验结果列于表7。由表7可知，扫选作业可使铜、硫回收率分别增加1.57%、1.73%，尾矿含铜有所降低。

表6 铜硫分离石灰用量试验结果

图1 扫选试验流程

表7 扫选试验结果

2.3 开路流程试验

从以上的试验指标看，由于硫精矿硫品位不高，故增加了一次精选作业并按混合浮选(一粗两扫两精)—铜硫分离(一粗两扫两精)流程进行开路流程试验。本次试验开路流程见图2，试验结果列于表8。

由开路流程试验结果可知，获得的铜精矿铜品位达26.10%，铜回收率为83.84%；而硫精矿在经过两次分离扫选后硫品位仍小于35%，闭路后硫品位还会降低。由此可知，要获得合格的硫精矿是困难的。

图2 开路试验流程

表8 开路流程试验结果

2.4 闭路流程试验

根据试验要求及试验实际情况，确定采用下列两个方案进行闭路流程试验。方案Ⅰ为混合浮选(一粗两扫两精)—铜硫分离(一粗两扫两精)得到铜精矿和硫精矿产品方案；方案Ⅱ为单一铜精矿产品方案，闭路数质量流程见图3。

由闭路流程试验结果可知，本试验采用方案Ⅰ可获得较高质量的铜精矿，其产率为4.00%，铜品位达25.31%，铜回收率为87.50%；但硫精矿硫品位只有29.05%。

图3 单一铜矿闭路实验数质量流程

由于原矿含有硫较低，切硫化物之硫大部分为黄铜矿之硫；另从矿物嵌布看，黄铁矿呈它形-半自形晶浸染状、星点状分布于脉石中。要获得合格硫精矿比较困难。因此推荐采用单一铜精矿方案，其流程及试验结果见图3。

由方案Ⅱ获得的铜精矿产出率为5.33%，铜品位为19.13%，铜回收率为88.13%；铜精矿含金为5.33g/t，金的回收率为89.55%。与方案Ⅰ比较，流程简单，生产成本低。

3 结论

某铜矿含铜矿物主要为黄铜矿，含铜品位较高，属易选铜矿石。

采用混合浮选—铜硫分离流程可获得产率、铜品位、铜回收率分别为4.00%、25.31%、87.50%的铜精矿，且铜精矿含金及金回收率分别为6.7g/t、84.52%；但难以获得合格的硫精矿。

采用单一铜精矿流程可获得产率、铜品位、铜回收率、含金及金回收率分别为5.33%、19.13%、88.13%、5.33g/t及89.55%的铜精矿。该流程结构简单，切生产成本低。若在该流程的粗选前添加石灰(如磨矿过程中)可大大提高铜精矿中铜的品位，限于时间未进行详细探讨。

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