甘肃氧化铜矿优化浮铜试验研究

李金良

（新疆瑞伦矿业有限责任公司，新疆哈密 839000）

甘肃氧化铜矿优化浮铜试验研究

李金良

（新疆瑞伦矿业有限责任公司，新疆哈密 839000）

甘肃某铜铁矿因入选矿石性质变化，浮选铜回收率由85%显著降低至70%左右。文章以工艺矿物学研究为基础，优化了铜浮选工艺过程，筛选出合适的浮选工艺参数。试验表明：因出矿中段矿石性质变化，铜氧化率由原来的15%左右升至37.92%，结合氧化铜为23.51%，且有用矿物结晶粒度更细、嵌布关系更为复杂。通过优化石灰用量，添加羟肟酸盐强化氧化铜矿的捕收，并合理调整原有浮选药剂，浮选闭路试验获得了铜精矿品位20.19%、铜回收率80.4%的较好指标，提高铜回收率超过10%。

铜铁矿；氧化铜矿；氧化率；浮选；回收率

我国的氧化铜矿资源丰富、分布广泛，尽管氧化铜矿具有矿物组成、结构构造均较为复杂、嵌布粒度细、易泥化、表面亲水性较强、可浮性较差的特点，但浮选法仍是目前工业上处理氧化铜矿的主要方法之一。其可选性与铜矿物的种类、脉石矿物的组成、矿物与脉石的共伴生关系以及含碳、泥量等密切相关［1～4］，如：新疆、印尼氧化铜矿用硫化-氧化铜同步浮选和异步浮选工艺［5，6］；西藏含铜矿物为孔雀石和赤铜矿的高氧化率氧化铜矿，采用硫化浮选法，丁黄药+羟肟酸钠为捕收剂取得了较好的结果［7，8］。哈萨克斯坦矿采用预先脱泥-硫化-黄药浮选工艺流程［9］。有的还需要采取强化措施，如：采用有机螯合剂JH或DZ-602活化山西、西藏氧化铜矿的浮选［10］；用OK2033强化吉林氧化铜矿浮选，效果好于羟肟酸，粗选回收率比羟肟酸高1.5%以上，铜粗精矿品位提高近1%［11］；对碳质和泥质高的矿石则需加强脉石抑制、考察泥质物的影响［12］；对含金、银氧化铜矿则需强化伴生金属的回收［13，14］，如：采用先浮选游离银及硫化铜矿-后浮选氧化铜矿的优先浮选工艺，配合银的高效捕收剂LF-105，提高资源的利用率［14，15］。对此均需根据氧化铜矿石的特点，以工艺矿物学和选矿试验为基础筛选合适的分选工艺。

甘肃某氧化铜铁矿因矿石开采中段的变化，生产中矿石铜氧化率显著增加，致使铜回收率由85%下降到70%左右，经济效益受到很大的影响。为寻找适合该矿石的选矿工艺，本文以工艺矿物学为基础，对矿样开展了选矿工艺试验研究。

1 试样性质

1.1 矿石的化学成分

试样多元素分析结果，即X射线荧光光谱（XRF）分析见表1，铜的化学物相分析结果见表2。

表1 试样X荧光光谱（XRF）分析结果%

从表1中的结果可知，试样中的有价元素为铜和铁，其它暂无回收价值。

从表2中铜的化学物相分析结果可知，试样中总铜含量达1.54%，原生硫化铜和次生硫化铜为0.416%和0.540%，具有较高的开发价值；其中游离氧化铜、结合氧化铜占有率为14.42%、23.51%，因此，要获得较高的铜回收率，必须加强对游离氧化铜和结合氧化铜的回收。

表2 试样中铜的物相分析结果%

1.2 矿物组成及含量

X射线衍射分析表明，试样中的矿物多为石英、伊利石、钠长石、黄铁矿等。显微镜下观察图如图1所示，图1表明，矿石属于高氧化铜铁矿，有用矿物多呈浸染状、脉状、土状构造，部分呈团块状、条带状构造，如图1（a）和1（b）所示；组成矿石的矿物种类较多，嵌布关系为复杂，如：黄铜矿（Cp）被铜蓝（Cov）交代呈镶边结构；赤铁矿（Hem）交代磁铁矿（Mt），并被黄铜矿（Cp）及褐铁矿（Lm）等交代，如图1（c）和1（d）所示。矿石中主要金属矿物为磁铁矿、褐铁矿、黄铁矿、部分黄铜矿、赤铁矿及铜蓝等；脉石矿物主要为石英、次为方解石、长石、伊利石等，微量矿物尚见硫镍钴矿、闪锌矿、菱铁矿等。

图1 铜铁矿显微镜照片图

2 优化浮铜试验研究

为了提高氧化铜矿选别回收率，在参考大量科研成果的基础上，对矿石进行了探索试验研究，研究发现采用氧化铜捕收剂羟肟酸钠可以提高氧化铜矿回收率，以此对浮选试验条件进行优化。

2.1 磨矿细度的影响

磨矿细度对于矿石中有用矿物的充分解离和浮选效果的改善至关重要，在调整剂石灰40 kg／t、硫化剂硫化钠150 g／t、活化剂硫酸铜100 g／t、抑制剂木质素黄酸钠100 g／t、CMC 300 g／t、捕收剂丁黄药与Y89-2为90 g／t、Z-200为20 g／t条件下，进行磨矿细度条件试验，试验结果如图2所示。

图2 不同磨矿细度试验结果

由图2可以看出，随着磨矿细度的增加精矿品位略微有下降趋势，但回收率不断提高，综合考虑，磨矿细度以-0.074 mm含量占90%为宜。

2.2 调整剂的优化

2.2.1 石灰用量

在磨矿细度-0.074 mm占90%，选择CMC 300 g／t、木质素磺酸钠100 g／t、硫化钠150 g／t、硫酸铜100 g／t、丁黄药与Y89-2 90 g／t、Z-200为20 g／t、BK-204为5 g／t的固定条件，进行石灰用量条件试验，结果如图3所示。

图3 石灰用量浮选试验结果

由图3可看出，当石灰用量由3 kg／t增加至20 kg／t左右时，铜精矿品位均逐步提高，铜回收率则先增加，继而平稳；石灰用量继续增加时，铜精矿品位和铜回收率均变化不大。综合考虑粗选石灰用量为20 kg／t。

2.2.2 木质素磺酸钠用量

由于有用矿物为铜铁矿，矿石含有一定量的磁黄铁矿、黄铁矿，为了降低含硫铁矿物对铜精矿产品的影响，试验进行考察木质素磺酸钠对铁矿物抑制，在磨矿细度-0.074 mm含量90%，调整剂石灰20 kg／t、硫化钠150 g／t、硫酸铜100 g／t、丁黄药与Y89-2为90 g／t、Z-200为20 g／t条件下进行木质素磺酸钠条件试验，试验结果如图4所示。

图4 木质素磺酸钠用量试验结果

由图4可知，随着抑制剂木质素磺酸钠用量增加，铜粗选精矿品位不断提高，但铜回收率不稳定，综合考虑木质素磺酸钠用量为100 g／t。

2.2.3 CMC用量

由于脉石矿物主要是硅酸盐脉石，试验考察抑制剂CMC对脉石矿物的抑制效果，在磨矿细度-0.074 mm占90%，石灰20 kg／t、硫化钠150 g／t、硫酸铜100 g／t、丁黄药与Y89-2为90 g／t、Z-200为20 g／t、BK-204为5 g／t、抑制剂木质素磺酸钠100 g／t条件下，进行CMC条件试验，结果如图5所示。

图5 CMC用量浮选试验结果

由图5可看出，随着抑制剂CMC用量在100～500 g／t范围内不断增加，铜粗选精矿品位不断提高，但当CMC用量超过300 g／t时铜回收率呈降低趋势，说明CMC在抑制脉石矿物的同时对铜矿物起到了一定抑制作用，综合考虑CMC用量为300 g／t。

2.2.4 硫化剂用量

由于试验矿样氧化率高，因而为加强可浮性差的矿物进行捕收，采用硫化钠进行硫化增强可浮性，为选择合适的硫化钠用量，不同用量的硫化钠试验结果如图6所示。

图6 硫化钠用量浮选试验结果

由图6可看出，随着硫化钠的用量增加，铜精矿品位没有大的波动，硫化钠用量加到150 g／t时回收率最理想。当硫化钠用量在继续增加时铜回收率呈下降趋势，因此选用硫化钠用量为150 g／t。

2.3 捕收剂的优选

2.3.1 捕收剂丁基黄药与Y89-2（1∶1）用量

在磨矿细度-0.074 mm含量90%，石灰20 kg／t、硫化钠150 g／t、硫酸铜250 g／t、Z-200为20 g／t、BK -204为5 g／t、木质素磺酸钠100 g／t、CMC 300 g／t条件下，进行粗选丁黄药与Y89-2用量试验，试验结果如图7所示。

图7 捕收剂用量试验结果

由图7可看出，丁基黄药与Y89-2用量在30～120 g／t范围内，随药剂用量的增加，铜精矿品位逐渐降低，铜回收率缓慢提高。考虑生产品位稳定合格确定丁基黄药与Y89-2用量为90 g／t。

2.3.2 Z-200用量

在磨矿细度-0.074 mm含量占90%，石灰20 kg／t、硫化钠150 g／t、硫酸铜250 g／t、丁黄药与Y89 -2为90 g／t、BK-204为5 g／t、木质素磺酸钠100 g／t、CMC 300 g／t条件下进行粗选Z-200用量试验，结果如图8所示。

图8 Z-200用量试验结果

由图8可看出，随着Z-200用量的不断增加，当用量超20 g／t时，铜精矿品位呈下降趋势，Z-200用量超过30 g／t时，回收率呈下降趋势，据此分析确定Z-200用量为20 g／t。

2.3.3 羟肟酸钠用量

在磨矿细度-0.074 mm含量占90%、石灰20 kg／t、硫化钠150 g／t、硫酸铜250 g／t、丁基黄药与Y89-2为90 g／t、Z-200为20 g／t、BK-204为5 g／t、木质素磺酸钠100 g／t、CMC 300 g／t条件下进行粗选羟肟酸钠用量条件试验，结果如图9所示。

图9 羟肟酸钠用量试验结果

由图9可看出，随着羟肟酸钠用量的不断增加铜精矿品位不断降低，铜回收率不断提高，综合考虑粗选羟肟酸钠用量20 g／t。

2.4 浮选闭路试验

在优化各试验条件的基础上，进行浮选铜闭路试验，工艺流程和操作参数如图10所示，浮铜闭路试验结果见表3。结果表明，经过药剂制度优化完善，闭路试验可获得铜精矿品位20.19%、铜回收率80.40%的指标，试验结果比生产现场铜回收率提高超过10%，取得了较为满意的结果。

表3 优化浮铜闭路试验结果%

3 结 论

1.甘肃铜铁矿属于高氧化铜铁矿，原矿总铜含量1.54%，铜氧化率37.92%、因出矿中段矿石性质变化，矿石中有用矿物结晶粒度更细、嵌布关系更为复杂，分选难度增加。

2.铜浮选的优化结果表明：对现有矿石采用磨矿细度-0.074 mm为90%，入选矿浆浓度28%～30%，三段粗选，三段精选、二段扫选作业的工艺流程，通过优化石灰用量，添加羟肟酸盐强化氧化铜矿的捕收，能够取得较好的试验指标。

3.浮选闭路试验取得了铜精矿品位20.19%、铜回收率80.4%的较好指标，提高铜回收率超过10%，为调整现场生产提供了技术参考。

图10 优化浮铜闭路试验流程图

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Experimental Study on Mineral Processing of Oxided Copper Ore in Gansu Province

LI Jin-liang

（Xinjiang Ruilun Mining Co.，Ltd.，Hami839000，China）

The copper recovery by flotation separation was significantly decreased from 85%to about70%due to the variation of ore properties to a copper-iron ore in Gansu province，China.Based on the processmineralogy research in this paper，the appropriate parameters of the copper flotation process was selected as well as the process of copper flotation was optimized after a serionsof conditional tests.The results showed that the copper oxidation ratio rose from 15%to 37.92%and the combined oxidation of copper in raw sample was 23.51%as Aresult of the properties’variation of copper-iron ore derived from mine pit.The crystal size of the valuable minerals was finer and the dissemination size and intergrowth relationship wasmore complex bymicroscopy examination.The grade of 20.19% and the recovery of 80.4%in copper concentrate were acquired by closed-circuit copper flotation test，which copper recovery ofmore than 10%was improved by optimizing the amount of lime，adding collector of hydroxamic acid salt enhanced copper oxide ore and adjusting the original flotation reagents.

copper-iron ore；oxided copper ore；oxidation ratio；flotation；recovery

TD952

A

1003-5540（2016）03-0014-06

2016-03-28

李金良（1976-），男，工程师，主要从事有色金属选矿生产实践工作。