李金良

（新疆瑞倫礦業(yè)有限責任公司，新疆哈密 839000）

甘肅氧化銅礦優(yōu)化浮銅試驗研究

李金良

（新疆瑞倫礦業(yè)有限責任公司，新疆哈密 839000）

甘肅某銅鐵礦因入選礦石性質變化，浮選銅回收率由85%顯著降低至70%左右。文章以工藝礦物學研究為基礎，優(yōu)化了銅浮選工藝過程，篩選出合適的浮選工藝參數。試驗表明：因出礦中段礦石性質變化，銅氧化率由原來的15%左右升至37.92%，結合氧化銅為23.51%，且有用礦物結晶粒度更細、嵌布關系更為復雜。通過優(yōu)化石灰用量，添加羥肟酸鹽強化氧化銅礦的捕收，并合理調整原有浮選藥劑，浮選閉路試驗獲得了銅精礦品位20.19%、銅回收率80.4%的較好指標，提高銅回收率超過10%。

銅鐵礦；氧化銅礦；氧化率；浮選；回收率

我國的氧化銅礦資源豐富、分布廣泛，盡管氧化銅礦具有礦物組成、結構構造均較為復雜、嵌布粒度細、易泥化、表面親水性較強、可浮性較差的特點，但浮選法仍是目前工業(yè)上處理氧化銅礦的主要方法之一。其可選性與銅礦物的種類、脈石礦物的組成、礦物與脈石的共伴生關系以及含碳、泥量等密切相關［1～4］，如：新疆、印尼氧化銅礦用硫化-氧化銅同步浮選和異步浮選工藝［5，6］；西藏含銅礦物為孔雀石和赤銅礦的高氧化率氧化銅礦，采用硫化浮選法，丁黃藥+羥肟酸鈉為捕收劑取得了較好的結果［7，8］。哈薩克斯坦礦采用預先脫泥-硫化-黃藥浮選工藝流程［9］。有的還需要采取強化措施，如：采用有機螯合劑JH或DZ-602活化山西、西藏氧化銅礦的浮選［10］；用OK2033強化吉林氧化銅礦浮選，效果好于羥肟酸，粗選回收率比羥肟酸高1.5%以上，銅粗精礦品位提高近1%［11］；對碳質和泥質高的礦石則需加強脈石抑制、考察泥質物的影響［12］；對含金、銀氧化銅礦則需強化伴生金屬的回收［13，14］，如：采用先浮選游離銀及硫化銅礦-后浮選氧化銅礦的優(yōu)先浮選工藝，配合銀的高效捕收劑LF-105，提高資源的利用率［14，15］。對此均需根據氧化銅礦石的特點，以工藝礦物學和選礦試驗為基礎篩選合適的分選工藝。

甘肅某氧化銅鐵礦因礦石開采中段的變化，生產中礦石銅氧化率顯著增加，致使銅回收率由85%下降到70%左右，經濟效益受到很大的影響。為尋找適合該礦石的選礦工藝，本文以工藝礦物學為基礎，對礦樣開展了選礦工藝試驗研究。

1 試樣性質

1.1 礦石的化學成分

試樣多元素分析結果，即X射線熒光光譜（XRF）分析見表1，銅的化學物相分析結果見表2。

表1 試樣X熒光光譜（XRF）分析結果%

從表1中的結果可知，試樣中的有價元素為銅和鐵，其它暫無回收價值。

從表2中銅的化學物相分析結果可知，試樣中總銅含量達1.54%，原生硫化銅和次生硫化銅為0.416%和0.540%，具有較高的開發(fā)價值；其中游離氧化銅、結合氧化銅占有率為14.42%、23.51%，因此，要獲得較高的銅回收率，必須加強對游離氧化銅和結合氧化銅的回收。

表2 試樣中銅的物相分析結果%

1.2 礦物組成及含量

X射線衍射分析表明，試樣中的礦物多為石英、伊利石、鈉長石、黃鐵礦等。顯微鏡下觀察圖如圖1所示，圖1表明，礦石屬于高氧化銅鐵礦，有用礦物多呈浸染狀、脈狀、土狀構造，部分呈團塊狀、條帶狀構造，如圖1（a）和1（b）所示；組成礦石的礦物種類較多，嵌布關系為復雜，如：黃銅礦（Cp）被銅藍（Cov）交代呈鑲邊結構；赤鐵礦（Hem）交代磁鐵礦（Mt），并被黃銅礦（Cp）及褐鐵礦（Lm）等交代，如圖1（c）和1（d）所示。礦石中主要金屬礦物為磁鐵礦、褐鐵礦、黃鐵礦、部分黃銅礦、赤鐵礦及銅藍等；脈石礦物主要為石英、次為方解石、長石、伊利石等，微量礦物尚見硫鎳鈷礦、閃鋅礦、菱鐵礦等。

圖1 銅鐵礦顯微鏡照片圖

2 優(yōu)化浮銅試驗研究

為了提高氧化銅礦選別回收率，在參考大量科研成果的基礎上，對礦石進行了探索試驗研究，研究發(fā)現(xiàn)采用氧化銅捕收劑羥肟酸鈉可以提高氧化銅礦回收率，以此對浮選試驗條件進行優(yōu)化。

2.1 磨礦細度的影響

磨礦細度對于礦石中有用礦物的充分解離和浮選效果的改善至關重要，在調整劑石灰40 kg／t、硫化劑硫化鈉150 g／t、活化劑硫酸銅100 g／t、抑制劑木質素黃酸鈉100 g／t、CMC 300 g／t、捕收劑丁黃藥與Y89-2為90 g／t、Z-200為20 g／t條件下，進行磨礦細度條件試驗，試驗結果如圖2所示。

圖2 不同磨礦細度試驗結果

由圖2可以看出，隨著磨礦細度的增加精礦品位略微有下降趨勢，但回收率不斷提高，綜合考慮，磨礦細度以-0.074 mm含量占90%為宜。

2.2 調整劑的優(yōu)化

2.2.1 石灰用量

在磨礦細度-0.074 mm占90%，選擇CMC 300 g／t、木質素磺酸鈉100 g／t、硫化鈉150 g／t、硫酸銅100 g／t、丁黃藥與Y89-2 90 g／t、Z-200為20 g／t、BK-204為5 g／t的固定條件，進行石灰用量條件試驗，結果如圖3所示。

圖3 石灰用量浮選試驗結果

由圖3可看出，當石灰用量由3 kg／t增加至20 kg／t左右時，銅精礦品位均逐步提高，銅回收率則先增加，繼而平穩(wěn)；石灰用量繼續(xù)增加時，銅精礦品位和銅回收率均變化不大。綜合考慮粗選石灰用量為20 kg／t。

2.2.2 木質素磺酸鈉用量

由于有用礦物為銅鐵礦，礦石含有一定量的磁黃鐵礦、黃鐵礦，為了降低含硫鐵礦物對銅精礦產品的影響，試驗進行考察木質素磺酸鈉對鐵礦物抑制，在磨礦細度-0.074 mm含量90%，調整劑石灰20 kg／t、硫化鈉150 g／t、硫酸銅100 g／t、丁黃藥與Y89-2為90 g／t、Z-200為20 g／t條件下進行木質素磺酸鈉條件試驗，試驗結果如圖4所示。

圖4 木質素磺酸鈉用量試驗結果

由圖4可知，隨著抑制劑木質素磺酸鈉用量增加，銅粗選精礦品位不斷提高，但銅回收率不穩(wěn)定，綜合考慮木質素磺酸鈉用量為100 g／t。

2.2.3 CMC用量

由于脈石礦物主要是硅酸鹽脈石，試驗考察抑制劑CMC對脈石礦物的抑制效果，在磨礦細度-0.074 mm占90%，石灰20 kg／t、硫化鈉150 g／t、硫酸銅100 g／t、丁黃藥與Y89-2為90 g／t、Z-200為20 g／t、BK-204為5 g／t、抑制劑木質素磺酸鈉100 g／t條件下，進行CMC條件試驗，結果如圖5所示。

圖5 CMC用量浮選試驗結果

由圖5可看出，隨著抑制劑CMC用量在100～500 g／t范圍內不斷增加，銅粗選精礦品位不斷提高，但當CMC用量超過300 g／t時銅回收率呈降低趨勢，說明CMC在抑制脈石礦物的同時對銅礦物起到了一定抑制作用，綜合考慮CMC用量為300 g／t。

2.2.4 硫化劑用量

由于試驗礦樣氧化率高，因而為加強可浮性差的礦物進行捕收，采用硫化鈉進行硫化增強可浮性，為選擇合適的硫化鈉用量，不同用量的硫化鈉試驗結果如圖6所示。

圖6 硫化鈉用量浮選試驗結果

由圖6可看出，隨著硫化鈉的用量增加，銅精礦品位沒有大的波動，硫化鈉用量加到150 g／t時回收率最理想。當硫化鈉用量在繼續(xù)增加時銅回收率呈下降趨勢，因此選用硫化鈉用量為150 g／t。

2.3 捕收劑的優(yōu)選

2.3.1 捕收劑丁基黃藥與Y89-2（1∶1）用量

在磨礦細度-0.074 mm含量90%，石灰20 kg／t、硫化鈉150 g／t、硫酸銅250 g／t、Z-200為20 g／t、BK -204為5 g／t、木質素磺酸鈉100 g／t、CMC 300 g／t條件下，進行粗選丁黃藥與Y89-2用量試驗，試驗結果如圖7所示。

圖7 捕收劑用量試驗結果

由圖7可看出，丁基黃藥與Y89-2用量在30～120 g／t范圍內，隨藥劑用量的增加，銅精礦品位逐漸降低，銅回收率緩慢提高?？紤]生產品位穩(wěn)定合格確定丁基黃藥與Y89-2用量為90 g／t。

2.3.2 Z-200用量

在磨礦細度-0.074 mm含量占90%，石灰20 kg／t、硫化鈉150 g／t、硫酸銅250 g／t、丁黃藥與Y89 -2為90 g／t、BK-204為5 g／t、木質素磺酸鈉100 g／t、CMC 300 g／t條件下進行粗選Z-200用量試驗，結果如圖8所示。

圖8 Z-200用量試驗結果

由圖8可看出，隨著Z-200用量的不斷增加，當用量超20 g／t時，銅精礦品位呈下降趨勢，Z-200用量超過30 g／t時，回收率呈下降趨勢，據此分析確定Z-200用量為20 g／t。

2.3.3 羥肟酸鈉用量

在磨礦細度-0.074 mm含量占90%、石灰20 kg／t、硫化鈉150 g／t、硫酸銅250 g／t、丁基黃藥與Y89-2為90 g／t、Z-200為20 g／t、BK-204為5 g／t、木質素磺酸鈉100 g／t、CMC 300 g／t條件下進行粗選羥肟酸鈉用量條件試驗，結果如圖9所示。

圖9 羥肟酸鈉用量試驗結果

由圖9可看出，隨著羥肟酸鈉用量的不斷增加銅精礦品位不斷降低，銅回收率不斷提高，綜合考慮粗選羥肟酸鈉用量20 g／t。

2.4 浮選閉路試驗

在優(yōu)化各試驗條件的基礎上，進行浮選銅閉路試驗，工藝流程和操作參數如圖10所示，浮銅閉路試驗結果見表3。結果表明，經過藥劑制度優(yōu)化完善，閉路試驗可獲得銅精礦品位20.19%、銅回收率80.40%的指標，試驗結果比生產現(xiàn)場銅回收率提高超過10%，取得了較為滿意的結果。

表3 優(yōu)化浮銅閉路試驗結果%

3 結 論

1.甘肅銅鐵礦屬于高氧化銅鐵礦，原礦總銅含量1.54%，銅氧化率37.92%、因出礦中段礦石性質變化，礦石中有用礦物結晶粒度更細、嵌布關系更為復雜，分選難度增加。

2.銅浮選的優(yōu)化結果表明：對現(xiàn)有礦石采用磨礦細度-0.074 mm為90%，入選礦漿濃度28%～30%，三段粗選，三段精選、二段掃選作業(yè)的工藝流程，通過優(yōu)化石灰用量，添加羥肟酸鹽強化氧化銅礦的捕收，能夠取得較好的試驗指標。

3.浮選閉路試驗取得了銅精礦品位20.19%、銅回收率80.4%的較好指標，提高銅回收率超過10%，為調整現(xiàn)場生產提供了技術參考。

圖10 優(yōu)化浮銅閉路試驗流程圖

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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，工程師，主要從事有色金屬選礦生產實踐工作。