鄒麗萍 羅仙平 馬鵬飛 杜顯彥 馬沛龍 李運強

(江西理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院，江西贛州341000)

甘肅某銅礦石銅含量較高，且銅主要以黃銅礦形式存在。目前礦山以丁黃藥為捕收劑，采用1粗1精3掃常規(guī)浮選工藝處理該礦石，雖能獲得合格的銅精礦，但選礦指標(biāo)不是十分理想。為此，江西理工大學(xué)對該礦石進行了新的浮選工藝研究，并獲得了優(yōu)良的試驗結(jié)果。

1 礦石性質(zhì)

礦石中金屬礦物主要有黃銅礦、黃鐵礦、磁鐵礦、赤鐵礦、隱晶質(zhì)赤鐵礦等;脈石礦物以石英、綠泥石、絹云母為主，有少量角閃石、方解石、石榴子石等。礦物的賦存形式多樣，嵌布特征較復(fù)雜。其中黃銅礦多呈不規(guī)則狀、浸染狀、脈狀、團粒狀、星點狀、條紋條帶狀產(chǎn)出，與磁鐵礦、黃鐵礦等連生關(guān)系密切;有的黃銅礦與磁鐵礦、黃鐵礦相互包裹，有的黃銅礦沿磁鐵礦粒間充填，還有的黃銅礦呈脈狀穿切黃鐵礦，充填于黃鐵礦粒間。

原礦的化學(xué)多元素分析結(jié)果如表1所示。可見，原礦的Cu品位較高，達1.63%。

表1 原礦化學(xué)多元素分析結(jié)果Table 1 Multi-element analysis results of run-of-mine ore %

將原礦破碎到－2 mm測定各粒級中黃銅礦的單體解離度，結(jié)果見表2。

表2 －2 mm原礦各粒級中黃銅礦的單體解離度Table 2 Chalcopyrite liberation degree in each size of raw ore at-2 mm %

由表2可知，黃銅礦的單體解離性能不夠好，0.074～0.045 mm粒度下單體解離度還不到90%，即使是－0.045 mm粒度下也未達到完全單體解離。此外，黃銅礦的粒度分布較為分散，屬極不等粒嵌布類型。這些都對提高選礦指標(biāo)不利。

2 試驗方案

礦石中黃銅礦的嵌布粒度不一，單體解離性能不佳，且有的黃銅礦與磁鐵礦、黃鐵礦等相互包裹連生，這些導(dǎo)致黃銅礦的可浮性存在一定的差異，而常規(guī)的浮選工藝對這種可浮性的差異不能很好地適應(yīng)。因此，決定采用分步浮選工藝［1］開展試驗。即第1步采用高選擇性的捕收劑對易浮銅礦物進行快速浮選，獲得大部分高品位的銅精礦;第2步則選用捕收能力較強的捕收劑進行強化浮選，選出剩余的難浮銅礦物［2］，以最大限度地提高銅的回收率。

3 試驗結(jié)果與討論

3.1 快速浮選條件試驗

3.1.1 快速浮選捕收劑種類及粗選用量試驗

要實現(xiàn)易浮銅礦物的快速浮選，選擇合適的捕收劑是關(guān)鍵［3］。按圖1流程，固定磨礦細(xì)度為－0.074 mm占75%，比較 Z－200、PAC、Mac－12、BK －301以及江西理工大學(xué)自主研發(fā)的LP－01等對銅具有較好選擇性的捕收劑的快速粗選效果。結(jié)果表明，LP－01獲得的銅粗精礦1指標(biāo)最佳。因此，選擇LP－01作為快速浮選的捕收劑。

圖1 快速粗選條件試驗流程Fig.1 Flow-sheet of rapid rough flotation

在－0.074 mm占75%磨礦細(xì)度下進一步進行快速粗選LP－01用量試驗，試驗結(jié)果見圖2。

圖2 快速粗選LP－01用量試驗結(jié)果Fig.2 Tests of dosage of LP-01 for rapid rough flotation

由圖2可知:隨LP－01用量的增加，銅粗精礦1的銅回收率逐漸升高而銅品位逐漸下降。當(dāng)LP－01用量為21 g/t時，銅回收率較高，此后繼續(xù)增加LP－01用量，銅回收率變化不大而銅品位下降明顯。因此，選取快速粗選LP－01用量為21 g/t。

3.1.2 磨礦細(xì)度試驗

適宜的磨礦細(xì)度一方面可以使有用礦物充分單體解離，另一方面可避免不必要的過磨而造成經(jīng)濟損失和影響浮選指標(biāo)［4］。按圖1流程，以21 g/t LP－01為捕收劑進行磨礦細(xì)度試驗，結(jié)果見圖3。

圖3 磨礦細(xì)度試驗結(jié)果Fig.3 Flotation results at various grinding fineness

由圖3可知，隨磨礦細(xì)度的提高，銅粗精礦1的銅品位在22.95%～24.43%的小范圍內(nèi)逐漸上升，銅回收率先上升后下降，并在磨礦細(xì)度為－0.074 mm占80%時有最大值。綜合考慮，選取磨礦細(xì)度為－0.074 mm占80%。

3.1.3 快速精選條件試驗

對磨礦細(xì)度為－0.074 mm占80%、LP－01用量為21 g/t條件下獲得的銅粗精礦1進行精選條件試驗，結(jié)果表明，經(jīng) 1次空白精選，即可獲得含銅26.80%的銅精礦1，銅回收率為82.53%。

3.2 強化浮選條件試驗

3.2.1 強化浮選捕收劑的選擇

采用對銅具有較好選擇性的捕收劑LP－01快速浮選出易浮銅礦物后，需采用捕收能力較強的捕收劑對剩余的較難浮銅礦物進行強化回收。按圖4流程比較丁黃藥、Y－89、丁黃藥+丁銨黑藥、Y－89+丁銨黑藥、ZA－01、ZOS等捕收劑的強化粗選效果，試驗結(jié)果見表3。

圖4 強化浮選捕收劑種類試驗流程Fig.4 Flow-sheet of various collectors for intensive rough flotation

表3 強化浮選捕收劑種類試驗結(jié)果Table 3 Tests results of various collectors for intensive rough flotation

由表3可知，以Y－89為捕收劑時，所獲銅粗精礦2的銅品位和銅回收率均為最高，因此選取Y－89作為強化浮選的捕收劑，其粗選用量為80 g/t。

3.2.2 礦漿pH試驗

只有在適宜的礦漿pH下，藥劑才能充分發(fā)揮作用，礦物才能被有效浮起或抑制［5］。以80 g/t Y－89為捕收劑，用CaO改變礦漿pH進行強化粗選，試驗結(jié)果見圖5。

圖5 礦漿pH對強化粗選指標(biāo)的影響Fig.5 Effects of pH value on intensive rough flotation

圖5表明，當(dāng)?shù)V漿pH在7～10之間變化時，銅粗精礦2的銅品位僅由7.05%提高到7.42%，而銅回收率下降了2.19個百分點(由10.47%下降到8.28%)。同時由化學(xué)多元素分析結(jié)果可知，原礦中黃鐵礦含量較低(原礦硫品位為2.13%)。因此，為盡可能地提高銅回收率，決定在不調(diào)整礦漿pH的情況下進行強化浮選。

3.2.3 強化粗選次數(shù)的確定

為進一步提高銅的回收率，進行了強化粗選次數(shù)試驗。試驗流程見圖6，試驗結(jié)果見表3。

圖6 強化粗選次數(shù)試驗流程Fig.6 Flowsheet of times tests for intensive rough flotation

表4 強化粗選次數(shù)試驗結(jié)果Table 4 Results of times tests for intensive routine flotation%

由表4可知，銅粗精礦2－2銅品位為3.35%、銅回收率為1.44%，可與銅粗精礦2－1合并形成銅品位為6.22%、銅回收率為11.91%的銅粗精礦2，而銅粗精礦2－3銅品位太低，且銅回收率只有0.60%，不宜進行合并。因此，確定強化粗選次數(shù)為2次。

3.2.4 強化精選次數(shù)的確定

為得到合格的銅精礦2，進行了強化精選次數(shù)試驗。結(jié)果表明:強化精選2次時，僅可獲得含銅11.86%、銅回收率10.57%的銅精礦2;而強化精選3次可獲得含銅14.89%、銅回收率9.88%的銅精礦2，在銅品位達到合格的同時，銅回收率僅下降了0.69個百分點。因此，確定強化精選次數(shù)為3次。

3.3 閉路流程試驗

在上述條件試驗及隨后進行的開路流程試驗基礎(chǔ)上，按圖7進行了分步浮選工藝閉路流程試驗，同時還按現(xiàn)場工藝(圖8)進行了對比試驗。試驗結(jié)果見表4。

圖7 分步浮選工藝閉路試驗流程Fig.7 Flowsheet of closed circuit stage flotation process

圖8 現(xiàn)場工藝閉路試驗流程Fig.8 Flow-sheet of on-site closed-circuit process

由表5可知:采用分步浮選工藝，可獲得含銅25.61%、銅回收率為 83.58%的銅精礦 1，含銅13.89%、銅回收率為12.36%的銅精礦2。銅精礦1和銅精礦2的累計銅品位為23.10%，累計銅回收率為95.94%，與現(xiàn)場工藝相比，銅精礦的銅品位提高了1.24個百分點，銅回收率提高了2.06個百分點。

表5 不同工藝閉路試驗結(jié)果Table 5 Results of different closed-circuit process%

4 結(jié)論

(1)甘肅某銅礦石銅含量較高，為1.63%，且銅主要以黃銅礦形式存在，具有較好的利用價值。

(2)根據(jù)該礦石的性質(zhì)，采用分步浮選工藝進行選礦試驗，獲得了銅品位為25.61%、銅回收率為83.58%的銅精礦1和銅品位為13.89%、銅回收率為12.36%的銅精礦2，兩者合計，綜合銅精礦銅品位為23.10%、銅回收率達95.94%，與實驗室條件下的現(xiàn)場工藝相比，銅精礦的銅品位提高了1.24個百分點，銅回收率提高了2.06個百分點。

［1］ 杜淑華，戈保梁，潘邦龍，等.某難選氧化銅礦分步優(yōu)先浮選和中礦處理工藝研究［J］.礦冶，2007，16(1):28-31.Du Shuhua，Ge Baoliang，Pan Banglong，et al.Study on step-by-step preferential flotation of refractory oxidized copper ore and middling ore selection［J］.Mining and Metallurgy，2007，16(1):28-31.

［2］ 羅忠義，謝 珉，吳 峰.永平銅礦合理選礦工藝流程的研究［J］.有色金屬:選礦部分，1995(4):8-10.Luo Zhongyi，Xie Min，Wu Feng.Research on a reasonable mineral processing for copper ore from Yongping［J］.Nonferrous Metals，1995(4):8-10.

［3］ 羅仙平，付中元，陳華強，等.會理銅鉛鋅多金屬硫化礦浮選新工藝研究［J］.金屬礦山，2008(8):45-51.Luo Xianping，F(xiàn)u Zhongyuan，Chen Huaqiang，et al.Experimental study on new flotation process for Cu-Pb-Zn multi-metal sulfide ore from Huili［J］.Metal Mine，2008(8):45-51.

［4］ 邱廷省，徐其紅，匡敬忠，等.某復(fù)雜硫化銅礦銅硫分離試驗研究［J］.礦冶工程，2011，31(2):45-48.Qiu Tingsheng，Xu Qihong，Kuang Jingzhong，et al.Study on coppersulphur separation for some complicated copper-sulphur ore［J］.Mining and Metallurgical Engineering，2011，31(2):45-48.

［5］ 余新陽，周 源，鐘 宏.低堿度銅硫分離抑制劑及抑制機理的研究［J］.金屬礦山，2008(9):65-67.Yu Xinyang，Zhou Yuan，Zhong Hong.Depressor for Cu-S separation in low alkaline medium and depressing mechanism［J］.Metal Mine，2008(9):65-67.