云南腾冲某极难选铜矿选矿试验*

何姜毅

(陇东学院能源工程学院)



云南腾冲某极难选铜矿选矿试验*

何姜毅

(陇东学院能源工程学院)

对云南腾冲某极难选铜矿石进行了一系列的选矿试验。结果表明，该矿石为高氧化率、高结合率、高含泥的极难处理混合铜矿石。当磨矿细度为-0.074 mm占90%，以新研制的GN-09为调整剂，硫酸铵、乙二胺磷酸盐和Na2S为活化剂，异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂，采用1粗3精2扫流程处理，可获得铜品位为8.32%、含金4.80 g/t、含银341.90 g/t，铜、金、银回收率分别为46.17%、67.51%、43.92%的初级铜精矿。

混合铜矿石硫化浮选GN-09异戊基黄药

铜是用量仅次于铁、铝的金属,被广泛用于电气、机械制造、航空航天、国防等工业领域。然而随着资源的消耗，易选铜矿越来越少，矿石向贫、细、杂方向发展，因此，加大对复杂难选铜矿石的开发研究显得尤为重要。目前，复杂难选铜矿石的处理方法主要有氨浸[1-2]、酸浸[3-4]、细菌浸出[5]、选冶联合[6-7]、硫化浮选[8-9]、离析—浮选等方法[10]。

云南腾冲某铜矿石为高结合率、高氧化率复杂难选铜矿石。目前，选矿厂采用浮选工艺处理，在药剂用量非常大的情况下，精矿铜品位仅为7%～7.5%、回收率仅为40%左右，技术经济指标均不理想。为改善选矿厂的技术经济指标，对有代表性矿石进行了选矿工艺研究。

1　矿　样

矿石中的主要矿物为方解石、透辉石、辉石、含铁辉石、石英和钙铁石榴石；主要氧化铜矿物为蓝铜矿和孔雀石，胆矾少量，主要硫化铜矿物为锌黄锡矿。矿石主要化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2。

表1　矿石主要化学成分分析结果 %

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表2　矿石铜物相分析结果 %

从表1可以看出，铜是矿石中主要回收元素，金、银有综合回收价值；矿石中碱性脉石矿物CaO与MgO总含量为47.70%，因此该矿石不适合酸浸。

从表2可以看出，氧化铜占总铜的64.93%，其中结合氧化铜占总铜的25.97%。

2　试验结果与讨论

矿石性质分析表明，该矿石结合率高，氨浸不能取得好的效果；矿石中含有大量的碱性脉石矿物，因此也不适合酸浸。探索试验确定的铜回收工艺为浮选工艺。

2.1粗选条件试验

粗选条件试验流程见图1。

图1　条件试验流程

2.1.1磨矿细度试验

磨矿细度试验的活化剂硫化钠用量为1 000 g/t，异戊基黄药为1 000 g/t，调整剂硫酸铵为500 g/t，试验结果见图2。

图2　磨矿细度试验结果▲—品位;■—回收率

由图2可知，随着磨矿细度的提高，粗精矿铜品位下降，回收率上升。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占90%。

2.1.2硫化钠用量试验

硫化钠能在氧化铜矿表面形成硫化铜薄膜，使捕收剂易吸附于矿物表面，增强氧化铜矿物表面的疏水性，但硫化钠用量过大会抑制硫化铜矿物的上浮；且适量的硫化钠有分散矿泥的作用。硫化钠用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占90%，异戊基黄药为1 000 g/t，硫酸铵为500 g/t，试验结果见图3。

由图3可知，当硫化钠用量为1 500 g/t时，粗精矿铜品位为1.75%、回收率为39.97%，两指标同时达到最大值。因此，确定硫化钠粗选1用量为1 500 g/t。

图3　硫化钠用量试验结果▲—品位;■—回收率

2.1.3异戊基黄药用量试验

异戊基黄药用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占90%，硫化钠用量为1 500 g/t，硫酸铵为500 g/t，试验结果见图4。

图4　异戊基黄药用量试验结果▲—品位;■—回收率

由图4可知，随着异戊基黄药用量的增大，粗精矿铜品位呈先快后慢的下降趋势，回收率先上升后下降。综合考虑，确定异戊基黄药粗选1用量为500 g/t。

2.1.4硫酸铵用量试验

适量的硫酸铵对矿物硫化有促进作用，其作用主要表现为催化效应、稳定效应和疏水效应。因此进行硫酸铵用量试验非常必要。硫酸铵用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占90%，硫化钠用量为1 500 g/t，异戊基黄药用量为500 g/t，试验结果见图5。

图5　硫酸铵用量试验结果▲—品位;■—回收率

由图5可知，硫酸铵用量为1 500 g/t时，粗精矿铜品位和回收率均最高，故确定硫酸铵粗选1用量为1 500 g/t。

2.2扫选次数试验

为了提高铜回收率，确定合适的扫选次数非常重要，试验流程见图6，试验结果见表3。

图6　扫选次数试验流程

表3　扫选次数试验结果 %

从表3可见，扫选1、扫选2对提高铜回收率的效果非常显著；扫选3仍可提高铜回收率1.85个百分点，且中矿3的铜品位超过原矿铜品位，对铜有一定的富集效果。因此，确定扫选次数为3次。

2.3精选次数试验

要提高精矿铜品位，就需要对粗精矿进行精选。基于中矿1铜品位与粗精矿铜品位较接近，且为了提高精矿铜回收率，以粗精矿+中矿1为精选次数试验给矿，试验流程见图7，结果见表4。

图7　精选次数试验流程

表4　精选次数试验结果 %

从表4可见，3次精选仅能获得铜品位为9.67%的铜精矿，说明精选次数增加并不能显著提高精矿铜品位，且过多的精选次数还会显著影响铜回收率。因此，确定精选次数为3次。要进一步提高精矿铜品位，对铜精矿进行再磨再选不仅工艺流程过于复杂，且生产成本较高。故未再进一步进行再磨再选试验。

2.4闭路试验

在进行闭路试验时发现，适量添加新型调整剂GN-09可以降低药剂的消耗，并且可以抑制微细粒矿泥的上浮，因此，在粗选中加入300 g/t的GN-09；由于原矿中含有一定量的金、银，故添加少量金、银的高效捕收剂丁胺黑药；乙二胺磷酸盐对氧化铜的活化有显著效果，因此,在粗选中添加少量乙二胺磷酸盐。闭路试验流程见图8，结果见表5。

表5　闭路试验结果 %

注：Au、Ag的品位单位为g/t。

从表5可以看出，采用图8所示的流程处理该矿石，可获得铜品位为8.32%、含金4.80 g/t、含银341.90 g/t，铜、金、银回收率分别为46.17%、67.51%、43.92%的铜精矿。矿石中金、银均得到了一定程度的富集。

3　结　论

(1)云南腾冲某铜矿石为高结合率、高氧化率复杂难选铜矿石。矿石中的主要矿物为方解石、透辉石、辉石、含铁辉石、石英和钙铁石榴石；主要氧化铜矿物为蓝铜矿和孔雀石，胆矾少量，主要硫化铜矿物为锌黄锡矿。矿石中主要回收元素铜品位为0.78%，氧化铜占总铜的64.93%，其中结合氧化铜占总铜的25.97%，金、银有综合回收价值。

(2)选矿厂在药剂用量非常大的情况下采用浮选工艺处理，仅能获得铜品位为7%～7.5%、回收率为40%左右的铜精矿。

图8　闭路试验流程

(3)采用2粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理该矿石，获得了铜品位为8.32%、含金4.80 g/t、含银341.90 g/t，铜、金、银回收率分别为46.17%、67.51%、43.92%的铜精矿。该指标较现场指标有明显提高。

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[3]孔令采,李正要.赞比亚某复杂铜矿预处理—酸浸提铜试验[J].现代矿业,2014(10):45-50.

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Beneficiation Experiment on a Refractory Copper Ore from Tengchong, Yunnan Province

He Jiangyi

(Energy Engineering Institute, Longdong University)

A series of beneficiation experiments study on refractory copper ore from Yunnan Province were conducted. Results indicated that the ore is a refractory mixed copper ore with high oxidation rate, high combination rate and high sliming. When grinding fineness is 0.074 mm passing 90%, with the newly developed GN-09 as adjusting agent, ammonium sulfate, ethylenediamine phosphate and Na2S as activator, isoamyl xanthate+butylamine aerofloat as collector, via one roughing-three cleaning-two scavenging process, copper concentrate with 8.32% Cu, 4.80 g/t Au, 341.90 g/t Ag, and Cu, Au, Ag recovery of 46.17%, 67.51%, 43.92% were obtained.

Mixed copper ore, Sulphidizing flotation, GN-09, Sodium isoamyl-xanthate

2016-06-26)

*甘肃省高等学校科研项目(编号：2014B-096)。

何姜毅(1982—)，男，讲师，硕士，745000 甘肃省庆阳市西峰区兰州路45号。