国外某斑岩型铜矿石的浮选试验研究

鱼光辉 代献仁

（中铁建铜冠投资有限公司）

目前，斑岩型铜矿石是人类社会从自然界获取铜资源的最主要矿种之一，这类矿石普遍存在铜品位低、储量大、可选性好等特点，适合大规模的开发利用［1］。

通常情况下，斑岩型铜矿石可采用阶段磨矿阶段浮选工艺流程处理，即粗磨后铜硫混合浮选，混合精矿再磨后抑硫浮铜［2］。工业生产中，常用捕收剂包括黄药类、酯类等，起泡剂有松醇油、MIBC等，调整剂有石灰等［3-5］。

国外某大型斑岩型铜矿在投产初期，由于表层矿石性质差异较大，存在部分低品位难选矿石，当此类难选矿石配矿量较高时，往往富集比低，铜精矿铜品位仅在20%左右，不能满足铜精矿的品质要求。为了解决该问题，对采场各出矿点样品进行了实验室试验研究，探究了不同类型矿石的配比对铜浮选指标的影响，为稳定生产现场铜精矿指标提供了依据。

1 矿石性质

采场根据矿石铜品位的情况，将矿石分为3 类，高品位铜矿石（βCu＞0.7%）、中品位铜矿石（βCu=0.5%～0.7%）、低品位铜矿石（βCu=0.3%～0.5%），生产中通过调整高、中、低品位矿石的采出比例来调控铜精矿品位。试验矿样分别取自采场4 个有代表性供矿点（A、B、C、D），晾干并分别破碎至2～0 mm，再配制试验样。4 个代表性矿样的主要化学成分分析结果见表1，铜化学物相分析结果见表2。

从表1 可知，矿样A、矿样B、矿样C、矿样D 铜品位分别为0.720%、0.516%、0.497%、0.374 %，硫含量分别为3.40%、4.10%、2.70%、2.30%，各矿样SiO2含量在61.93%～69.64%，表明矿石属于低铜高硅硫化矿石。

从表2 可知，矿样中的铜绝大部分为硫化铜，占总铜的94%以上，总体来说，原生硫化铜占比较高，尤其是低品位铜矿样，次生硫化铜占比最高也仅22.08%，表明各矿样铜品位差异较大，但氧化率均较低。进一步的研究表明，该矿石中的主要铜矿物为斑铜矿，其次是辉铜矿，这2种铜矿物可浮性均较好。

除硫化铜矿物外，矿样中的其他硫化矿物主要为黄铁矿；矿样中的脉石矿物以硅酸盐矿物为主，包括石英、长石、方解石等。矿样C、矿样D 铜品位较低，但次生硫化铜含量最低，高岭土含量较高，并存在铜矿物嵌布粒度细、矿泥多、铜硫分离难问题，属于含泥难选铜矿石。矿样A、矿样B 高岭土含量相对较低，铜矿物嵌布粒度相对较粗，属于相对易选矿石。

2 试验结果与分析

根据矿样性质的差异及选矿厂实际生产工艺流程，确定实验室试验的原则流程为粗磨—铜硫混合浮选—混合粗精矿再磨—铜硫分离浮选流程。

2.1 粗选条件试验

条件试验采用控制变量法，粗选试验条件控制范围参考生产现场工艺条件。试验用捕收剂为丁基黄药、起泡剂为F501、调整剂为石灰，试验采用3次粗选流程。

2.1.1 一段磨矿细度试验

一段磨矿细度试验固定石灰用量300 g/t（加入球磨机），混合粗选1 丁基黄药用量35 g/t、F501 用量25 g/t，粗选2 丁基黄药用量10 g/t、F501 用量10 g/t，粗选3 丁基黄药用量5 g/t、F501 用量5 g/t，试验结果见表3。

从表3 可知，在试验磨矿细度范围内，随着磨矿细度的提高，矿样A、矿样B 的混合粗精矿铜品位和铜回收率均先上升后维持在高位；矿样C、矿样D 的混合粗精矿铜品位和铜回收率均上升。综合考虑，确定一段磨矿细度为-0.074 mm占64%。

2.1.2 石灰用量试验

在铜硫混合浮选作业中，添加适量的石灰不仅可以调节矿浆的pH 值，还可以抑制矿泥对浮选的影响［6］，因此，进行石灰用量试验非常必要。石灰用量试验一段磨矿细度为-0.074 mm 占64%，混合粗选1丁基黄药用量35 g/t、F501 用量25 g/t，粗选2 丁基黄药用量10 g/t、F501用量10 g/t，粗选3丁基黄药用量5 g/t、F501用量5 g/t，试验结果见表4。

从表4 可知，随着石灰用量的增大，矿样A、矿样B 的混合粗精矿铜品位上升；铜回收率先升后降，当石灰用量达900 g/t 时，由于矿浆pH 值高达11.40，过高的矿浆碱度对铜硫富连生体的上浮有一定的抑制作用，因而回收率略有下降。矿样C、矿样D 浮选时，石灰发挥了一定的抑制矿泥的作用，从而导致混合粗精矿铜品位和回收率均呈上升趋势。综合考虑铜分选指标、石灰对伴生贵金属矿物的抑制作用、对泥矿的影响以及浮选成本因素，确定粗选石灰用量为300 g/t，此时的矿浆pH=9左右。

2.1.3 粗选丁基黄药总用量试验

黄药是硫化矿浮选的常用捕收剂，用量合理是获取理想精矿指标的前提。丁基黄药总用量试验一段磨矿细度为-0.074 mm 占64%，石灰用量为300 g/t（矿浆pH=9 左右），3 次混合粗选丁基黄药用量质量比为7∶2∶1，F501 粗选1 用量25 g/t、粗选2 为10 g/t、粗选3为5 g/t，试验结果见表5。

从表5 可知，随着丁基黄药总用量的增大，各矿样对应的混合粗精矿铜品位小幅下降，铜回收率先明显上升后趋于稳定。综合考虑，确定丁基黄药总用量为50 g/t。

2.1.4 粗选F501总用量试验

F501 总用量试验一段磨矿细度为-0.074 mm 占64%，石灰用量为300 g/t（矿浆pH=9 左右），3 次混合粗选F501 用量质量比为5∶2∶1，丁基黄药粗选1 用量35 g/t、粗选2 为10 g/t、粗选3 为5 g/t，试验结果见表6。

从表6 可知，随着F501 总用量的增大，各矿样对应的混合粗精矿铜回收率小幅上升，铜品位小幅下降。综合考虑，确定粗选F501总用量为50 g/t。

2.2 二段磨矿细度试验

为了实现铜硫矿物的有效分离，从而获得合格品质的铜精矿，在确定了一段磨选条件基础上对混合粗精矿进行了再磨细度试验。铜硫分离作业采用石灰为抑制剂，控制矿浆的pH 值在12.20 以上，试验流程见图1，结果见表7。

从表7 可知，随着二段磨矿细度的提高，各矿样对应的铜精矿铜品位大幅度上升，铜回收率明显下降；受矿样性质差异的影响，在相同二段磨矿细度条件下，4 种矿样所对应的铜精矿指标差异明显，总体上说，在同等二段磨矿细度条件下，各矿样对应的铜精矿品位和回收率从高到低的顺序为矿样A＞矿样B＞矿样C＞矿样D 所。当二段磨矿细度达-0.045 mm 占86%时，矿样A 和矿样B 所对应的精矿铜品位达到了不低于26%的目标，表明这2种矿样可选性较好；矿样C 和矿样D 在二段磨矿细度达-0.045 mm 占90%时，对应的精矿铜品位仅达22%左右，表明这2种矿样可选性不理想。综合考虑，确定二段磨矿细度为-0.045 mm占86%。

2.3 矿样配比试验

根据4种矿样可选性差异，在进行配矿时先固定易选矿样A、矿样B等量，难选矿样C、矿样D等量，在此基础上配制3个混合矿样：n易∶n难=80%∶20%（命名为矿样1）、n易∶n难=60%∶40%（命名为矿样2）、n易∶n难=50%∶50%（命名为矿样3），并对这3 个混合矿样进行选矿试验，不同混合矿样选矿试验流程见图1，不同磨矿细度条件下的选矿试验结果见表8。

从表8 可知，随着二段磨矿细度的提高，各配矿样对应的铜精矿铜品位大幅度上升，铜回收率呈先慢后快的下降趋势；在相同二段磨矿细度下，3 种配矿样所对应的铜精矿指标仍存在一定的差异，总体上说，在同等二段磨矿细度条件下，各配矿样对应的铜精矿品位和回收率从高到低的顺序为矿样1＞矿样2＞矿样3，即易选矿占比越高铜精矿指标越好。矿样1 只有在二段磨矿细度（-0.045 mm）超过86%时，铜精矿铜品位才能确保达到26%的目标；矿样2只有在二段磨矿细度（-0.045 mm）达90%时，铜精矿铜品位才能达到26%的目标；矿样3在二段磨矿细度（-0.045 mm）达90%时，铜精矿铜品位仍不能达到26%的目标。综合考虑，建议生产中按矿样1 的配矿比例、在二段磨矿细度为-0.045 mm 占86%的情况下组织生产。

2.4 闭路试验

根据条件试验结果，为了满足生产对铜精矿铜品位指标的要求，并考虑二段磨矿实际生产能力，对难选矿占比20%的矿样进行了闭路全流程试验，试验流程见图2，结果见表9。

从表9 可见，采用图2 所示的流程处理原矿，可获得铜品位26.18%、铜回收率89.54%的铜精矿，硫品位为26.79%、硫回收率为82.68%的硫精矿，闭路试验指标良好。

3 结论

（1）国外某大型斑岩型铜矿表层矿石性质差异较大，存在部分低品位难选矿石，总体可描述为4 种有代表性矿石，铜品位分别为0.720%、0.516%、0.497%、0.374 %，硫含量分别为3.40%、4.10%、2.70%、2.30%，SiO2含量在61.93%～69.64%；矿石的硫化铜占比均在94%以上，且大部分为原生硫化铜，次生硫化铜占比最高的矿样也仅占22.08%，主要铜矿物为斑铜矿，其次是辉铜矿；矿石中的主要硫化矿物为黄铁矿；脉石矿物以硅酸盐矿物为主，包括石英、长石、方解石等；铜品位较低的矿石次生硫化铜含量虽然最低，但高岭土含量较高，并且铜矿物嵌布粒度较细、矿泥较多、铜硫分离较困难，属于含泥难选铜矿石；铜品位较高的矿石高岭土含量较低，铜矿物嵌布粒度较粗，属于相对易选矿石。因此，该矿区矿石属低铜高硅硫化矿石。

（2）当二段磨矿细度达-0.045 mm 占86%时，较高品位的铜矿石对应的精矿铜品位较高；较低品位的铜矿石在二段磨矿细度达-0.045 mm 占90%时，对应的精矿铜品位仍较低。

（3）在相同磨矿细度下，品位较高矿石占比较大的配矿样对应的铜精矿品位和回收率较高，品位较高矿石占比50%情况下的配矿样对应的铜精矿品位和回收率较低。

（4）矿石在一段磨矿细度为-0.074 mm占64%情况下3 次铜硫混合粗选、混合粗精矿二段磨矿细度为-0.045 mm占86%情况下1粗2精2扫铜硫分离，可获得铜品位26.18%、铜回收率89.54%的铜精矿，硫品位为26.79%、硫回收率为82.68%的硫精矿，取得了理想的试验指标。因此，合理配矿是保证精矿品质达标的关键。