探析低品位铜矿选矿工艺

王红

摘 要：对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验，确定采用一段粗磨（细度-74μm含量占51%）丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程，得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明，此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。

关键词：低品位铜矿石；闪速浮选；铜硫分离

1、矿石性质

某矿为含砷、硫铜矿床，矿石类型为次生富集硫化铜矿。金属矿物含量占59%，主要有用金属矿物为黄铁矿、蓝辉铜矿—辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿—块硫砷铜矿以及少量至微量的硫铁锡铜矿、（砷）黝铜矿、黄铜矿、斑铜矿、蓝铜矿等。铜矿物中蓝辉铜矿占矿物总量的08%，硫砷铜矿及铜蓝占02%。黄铁矿是主要的硫矿物，占49%。脉石矿物主要是石英，含量占538%，其次有352%的明矾石和地开石，以及11%的黏土矿物等。

矿石中主要有价组分为铜、硫及伴生有益组分金、银、铅、锌、锡等，有害元素为砷。砷主要赋存在硫砷铜矿中。除铜、硫外其余几种元素含量均未达到可供综合评价的含量标准。原矿含铜058%，属低品位铜矿。伴生的少量金可富集于铜精矿中，不必单独回收。

矿石中矿物以粗粒嵌布为主，其中主要铜矿物的工艺粒度+0074mm达85%以上。黄铁矿粒径001～060mm，以008～040mm居多，破碎至-2mm时75%左右的黄铁矿已单体解离。原矿磨至细度-74μm含量占60%～70%时，各种金属矿物的单体解离度均在85%以上；但有部分铜矿物分布于黄铁矿粒间、裂隙中与黄铁矿包含或连生，或呈星散状分布在脉石矿物间，与脉石矿物连生。这部分铜硫矿物关系复杂，粗磨条件下难以单体解离，造成分离困难，因此考虑适当细磨或混合精矿再磨后分离。铜的物相分析结果见表1。

表1 原矿中铜化学物相分析结果

硫化铜氧化铜总计

原生次生自由铜结合铜硫化铜氧化铜

含量占全铜含量占全铜含量占全铜含量占全铜占全铜占全铜

002350417069011189700468474192581

2、选别工艺流程的确定

硫化铜作为铜的主要矿物，浮选是其主要的选矿方法[1]。根据矿石性质，本试验研究的主要目的是选铜，在铜精矿中伴生回收金，经济可行时综合回收硫。其余有用组分的回收暂不考虑。由于原矿中的主要銅矿物为蓝辉铜矿，可浮性很好，且嵌布粒度较粗，因此，通过探索试验结合矿石工艺矿物学研究结果，确定采用一段粗磨后闪速浮选部分铜[2]、铜硫混选后再磨分选工艺，在铜矿物基本达到单体解离条件下，闪速浮出高品位易选铜矿物，减少铜矿物在中矿循环中造成的损失；剩余较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选，经再磨使铜硫充分解离后再分选。

3、选矿试验

3.1一段粗磨丢尾

矿石中金属矿物嵌布粒度较粗，易于单体解离。不同磨矿细度的试验结果见表2。结果表明，磨矿粒度在-74μm含量占50%～87%之间变化时，尾矿中铜的损失率都较低，且变化不大；当原矿磨至-74μm含量占51%时，尾矿中铜的品位为0024%，损失率只占266%，完全可以作为合格尾矿丢弃。因此，一段磨矿采用粗磨（细度-74μm含量占51%）即可抛除尾矿。

表2 磨矿细度试验结果

磨矿细度/-74μm产品名称产率铜品味铜回收率

42

铜粗精矿197228952

尾矿8028003548

51

铜粗精矿19592999733

尾矿80410024266

62

铜粗精矿1543649736

尾矿8460018264

87

铜粗精矿16093399701

尾矿8391020299

表3 闪速浮选方案与常规选铜方案指标对比

方案名称产品名称产率铜品味铜回收率

闪速浮选铜铜精矿18231179353

常规浮选铜铜精矿23523879364

3.2闪速浮出易浮高品位铜矿物

矿石中蓝辉铜矿为主要含铜矿物，占总铜含量的70%以上，此外还含有部分含砷铜矿物。一般来说，蓝辉铜矿与硫砷铜矿可浮性好，易上浮，这部分可浮性较好的矿物只需添加少量选择性强的捕收剂[3]，在极短浮选时间内即可选出高质量的一步铜精矿。闪速浮选方案与常规选铜方案相比（见表3），所获铜精矿铜回收率相近，但铜品位较高。

3.3浮选工艺条件

1）粗选适宜的pH值。原矿中含有大量黄铁矿，因此采用石灰作为矿浆pH值调整剂，同时在磨矿过程中添加石灰还可以较好地抑制黄铁矿。随石灰添加量的增加，铜粗精矿品位及回收率均逐渐增高，铜粗精矿品位则先逐渐升高，至1500g/t以后降低，选择石灰适宜用量为1000～1500g/t。

2）浮铜捕收剂种类及用量试验。闪速浮铜，铜矿物捕收剂的选择非常重要。本试验考察了黄药、Z—200、乙硫氮、SP、黄药/丁基铵黑药等铜捕收剂的选择性，进行了捕收剂的筛选试验。结果表明，SP具有较好的浮选效果，其铜品位和回收率均较高。随着其用量的增加，铜回收率随之增加，但品位亦随之下降。适宜的捕收剂用量为10g/t左右。

3）铜硫混合浮选捕收剂试验。铜硫混浮在弱碱性介质中进行。丁基黄药在弱碱性介质中对黄铁矿有较强的捕收能力，作为铜硫矿物的捕收剂，考虑选用混合捕收剂。试验条件：将闪速浮铜后的尾矿作为给矿，为抑制脉石矿物的夹带上浮，捕收剂前添加适量的水玻璃，进行不同比例混合捕收剂用量条件试验。试验结果表明，丁基黄药与丁基铵黑药混用，其适宜比例为丁基铵黑药︰丁基黄药=1︰2。组合捕收剂适宜的用量为丁基铵黑药、丁基黄药分别为15、30g/t。

4）铜硫分离试验。石灰是铜硫分离中有效而廉价的抑制剂。由于部分铜矿物与黄铁矿关系密切，粗磨条件下难以单体解离，须通过再磨使金属矿物进一步解离，为铜硫分离创造条件。同时再磨还可脱除矿物表面吸附的残余药剂，出现新鲜的矿物表面，有利于CaO对黄铁矿的充分抑制，从而提高铜硫分离效果。试验条件：将铜硫混浮精矿作为给矿，进行再磨与不再磨，及添加不同抑制剂等条件试验。试验结果表明，对混合精矿进行再磨并同时添加以石灰为主的抑制剂，铜粗精矿的品位和回收率都有明显提高，硫粗精矿的回收率也有所提高。由此可见，再磨可以明显改善铜硫分离效果。

在磨机中添加石灰800g/t和亚硫酸钠200g/t后铜硫分离指标略佳，综合考虑，选择铜硫分离作业条件为再磨细度-74μm95%，同时在磨机中添加石灰1000g/t。

4、结语

1）本试验研究紧密结合矿石特性，使用简单的SP-石灰工艺，在低捕收剂用量情况下，采用粗磨抛尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选工艺，选别低品位铜矿，获得了良好的选矿指标。

2）在较粗磨矿细度下应用对铜选择性好的捕收剂SP，闪速浮选出部分已单体解离、可浮性好的铜矿物，减少铜矿物在中矿循环造成的损失，有利于铜的回收。

3）本试验研究结果可作为经济开发该低品位铜矿的技术依据。（作者单位：江西铜业集团银山矿业公司检化中心）

参考文献：

[1] 许时.矿石可选性研究[M].北京：冶金工业出版社，1981，41-42.

[2] 阮仁满.分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿[J].矿产综合利用，1999（6）：27-31.