对低品位氧化铜矿选矿技术的研究

2020-12-31章红亮

中国金属通报 2020年8期

章红亮

（江西铜业集团德兴铜矿大山选矿厂，江西德兴 334200）

本文研究围绕某地低品位氧化铜矿展开，该铜矿中氧化铜矿物、硫化铜矿物的铜占比分别为34.98%、65.02%，总铜的26.32%存在于游离氧化铜中，属于典型的低氧化率氧化铜矿石。为实现矿石的高效开发利用，本文围绕矿石性质考察、分析筛选影响矿石浮选的因素开展了深入研究，最终确定了科学的工艺流程及药剂制度，并取得了喜人的选矿成果。

1 矿石性质

开展原矿化学多元素分析，可确定原矿中的P、MgO、CaO、Al2O3、Fe、SiO2、As、S、Cu占比分别为0.052%、3.69%、6.83%、6.13%、1.71%、71.115%、＜0.1%、0.14%、0.65%。总铜的65.02%为硫化铜矿物中的铜，结合率、氧化率分别为7.74%、34.98%，属于典型的低品位低氧化率的氧化铜矿石[1]。

2 选矿试验

2.1 试验思路

化学选矿法和浮选法属于现阶段常用的两大类处理氧化铜矿的选矿方法，由于化学选矿法的成本较高且往往无法满足环保要求，具备较高回收率且能够低成本获取高质量精矿的浮选法近年来广受业界青睐，最为最常用的氧化铜矿选矿方法，浮选法可细分为硫化-黄药浮选法、直接浮选法，前者的工艺更为成熟也能够实现更为广泛的应用。如铜矿石的氧化铝不同，浮选工艺的应用也存在一定差别，硫氧混合浮选（或先选硫化物后选氧化物）原则工艺流程多用于低氧化率的氧化铜矿石，硫氧混合浮选原则工艺流程多用于高氧化率的氧化铜矿石，因此本文研究采用硫化-黄药浮选法。

2.2 流程选择

分别开展硫氧混合浮选、先浮选硫化物后浮选氧化物的试验，试验在磨矿细度为80%的-0.074mm粒级含量条件下进行，捕收剂、硫化剂、起泡剂分别选择丁基黄药、硫化钠、730A，以此开展试验。在硫氧混合浮选工艺试验中，采用200g/t、500g/t的硫化钠用量，70g/t、150g/t的丁基黄药用量，10g/t、50g/t的730A用量。对于采用一粗一扫工艺的氧化铜和硫化铜浮选，先选硫化物后选氧化物试验分别采用100g/t、200g/t、50g/t、100g/t的丁基黄药用量，10g/t、30g/t、20g/t、50g/t的730A用量，200g/t、500g/t的硫化钠用量，最终得出的试验结果如表1所示[2]。

表1 探索性试验结果（%）

基于表1进行分析可以发现，在硫氧混合浮选试验中，粗选精矿铜品位、回收率分别为10.79%、84.48%，合并粗扫选产品则拥有9.39%的铜品位、85.68%的回收率。在先选硫化物后选氧化物试验中，硫化铜浮选存在较高的铜品位和回收率，合并硫化铜浮选产品存在12.06%的铜品位、78.40%的回收率。氧化铜粗选及扫选作业存在较低的铜品位和回收率，合并氧化铜浮选产品存在2.64%的铜品位、7.00%的回收率。综合比较两种试验可以确定，二者存在几乎相同的选矿综合指标，但在投资成本、选矿成本、流程简短方面，硫氧混合浮选工艺的优势明显，因此本文研究选择该工艺作为低品位氧化铜矿选矿技术。

2.3 硫化剂硫化钠及D2用量试验

为验证不同用量条件下D2活化剂和活化剂硫化钠的浮选指标，研究开展了针对性试验，以此考察氧化铜矿物浮选受到的不同活化剂影响。试验在磨矿细度为80%的-0.074mm粒级含量条件下进行，采用一粗一扫流程，粗选扫选中分别采用70g/t、150g/t的丁基黄药用量，以及10g/t、50g/t的730A用量，同时采用粗选的1/2确定扫选硫化剂用量，图1为试验结果。

深入分析可以确定，铜精矿中铜的品位可基于硫化钠用量增加而提升，粗选过程中如采用800g/t以上的硫化钠，则会明显抑制氧化铜矿物的浮选，导致铜的回收率下降，粗选环节应采用500g/t～800g/t的硫化钠用量。围绕图1进行分析可以发现，D2活化剂应用与硫化钠活化剂应用取得的结果较为类似，对于从300g/t提升到900g/t的D2活化剂用量，铜精矿中Cu的含量同样不断提升，从最初的7.95%持续上升至12.84%，同时Cu的回收率变化表现为先增加后降低，粗选环节应采用500g/t～700g/t的D2用量。硫化钠活化剂相较于D2活化剂在铜精矿品位及回收率方面均存在一定欠缺，且D2活化剂的用量较低，但考虑到D2活化剂的成本较高，本文建议采用硫化钠作为硫化剂，粗选环节的用量应处于500g/t～800g/t区间。

图1 粗选D2用量

2.4 捕收剂种类及用量试验

采用异戊基黄药与丁基黄药两种选铜捕收剂进行对比试验，以此优选捕收剂并确定最佳用量。采用500g/t、250g/t的粗扫选中硫化钠用量，其他条件与上一节试验相同，捕收剂种类及用量试验基于改变捕收剂用量展开，采用粗选的1/2作为扫选捕收剂用量。

通过分析可以发现，如捕收剂选择丁基黄药，铜精矿中铜的品位会随丁基黄药用量增加而下降，铜的回收率会同时增加，采用180g/t丁基黄药用量时未达到试验终点，铜的回收率增加趋势仍较为明显。在捕收剂采用异戊基黄药时，铜精矿中铜的品位会随异戊基黄药用量增加而下降，铜的回收率会同时出现增加明显、趋势放缓、趋于平稳变化，且在160g/t的异戊基黄药用量时达到试验终点。综合分析可以确定，丁基黄药的捕收能力逊色于异戊基黄药。因此研究最终选择的捕收剂为异戊基黄药，粗扫、扫选用量分别为160g/t、80g/t。

2.5 精选硫化钠用量试验

在一粗两精工艺流程、磨矿细度为80%的-0.074mm粒级含量条件下进行精选硫化钠用量试验，精选Ⅰ中硫化钠用量的1/2用于精选Ⅱ，得到精选Ⅰ硫化钠用量试验结果。

随着硫化钠用量在精选Ⅰ中的提升，存在逐渐增加的铜精矿中铜品位及回收率，但在达到100g/t以上硫化钠用量后，精矿品位提高明显放缓且铜的回收率下降极为迅速。因此，必须严格控制精选硫化钠用量，在精选Ⅰ、精选Ⅱ中，100g/t、50g/t为最佳硫化钠用量。

2.6 铵盐的强化硫化试验

为更好得到分选指标，需针对性强化硫化效果，铵盐活化剂的添加便显得极为关键，选矿指标改善也能够获得支持，氯化铵、硫酸铵等无机铵盐以及丙二胺磷酸盐等、乙二胺磷酸盐等有机铵盐均有着较为广泛应用，本文研究的对比试验围绕乙二胺磷酸盐、硫酸铵、氯化铵三种铵盐活化剂展开，以此考察三者的强化硫化作用。结合试验可以确定，铜精矿中铜品位及回收率在三者铵盐应用后未出现明显变化，这是由于氧化铜占比高的矿石较为适合采用铵盐，本文研究的铜矿石仅有7.74的结合氧化铜中的铜占比，因此无需添加铵盐。

2.7 磨矿细度试验

基于上文总结的试验条件基础，为进一步提高铜的回收率，采用一粗两扫的工艺流程，以此增加一次扫选开展试验。对于从60%增加至70%的-0.074mm粒级含量，存在未明显变化的铜精矿中铜品位，但同时铜回收率实现了显著增加，而在80%的-0.074mm粒级含量磨矿细度下，铜的品位及回收率增加显著，90%后则能够得到略有增加的铜回收率且铜的品位大幅度下降，这种情况的出现与过细的磨矿细度产生的次生矿泥量增加联系紧密，机械夹带增加、浮选过程恶化带来的影响必须得到重视。最终，研究选择磨矿细度为80%的-0.074mm粒级含量。