黃一東 劉春龍 朱厚生 吳斌

摘要：黑龍江某銅礦表層氧化礦氧化率為42.37?%，直接濕法浸出銅浸出率僅約為60?%。為高效利用該部分銅礦資源，針對(duì)礦石性質(zhì)，進(jìn)行了氧化礦與硫化礦配礦試驗(yàn)研究，考察銅浮選指標(biāo)。結(jié)果表明：在氧化礦配礦比例為20?%～30?%（即氧化率為19.60?%～23.84?%）及最佳試驗(yàn)條件下，經(jīng)一次粗選、三次精選、三次掃選+粗精礦再磨工藝流程，銅精礦銅品位達(dá)到20?%以上，銅回收率達(dá)到85?%以上。研究結(jié)果應(yīng)用于生產(chǎn)，取得了較好生產(chǎn)指標(biāo)。

關(guān)鍵詞：氧化銅礦;硫化浮選;配礦;粗精礦再磨;活化劑

中圖分類號(hào)：TD952文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A開放科學(xué)（資源服務(wù)）標(biāo)識(shí)碼（OSID）：

文章編號(hào)：1001-1277（2021）02-0063-05doi：10.11792/hj20210213

黑龍江某銅礦屬大型斑巖型銅礦床，礦體多、埋藏淺，礦石品位低、儲(chǔ)量大，1#、2#礦帶表層含有約500萬(wàn)t的氧化礦（平均銅品位0.41?%），銅金屬量約2萬(wàn)t。因此，對(duì)該部分氧化礦進(jìn)行銅回收技術(shù)開發(fā)研究具有重要的經(jīng)濟(jì)價(jià)值。目前，國(guó)內(nèi)外處理氧化銅礦的方法有濕法浸出法與浮選法。由于該氧化礦總體氧化率不是很高，屬于硫氧混合型銅礦，前期通過(guò)濕法浸出試驗(yàn)，銅浸出率只有約60?%。為實(shí)現(xiàn)資源綜合利用，提高企業(yè)經(jīng)濟(jì)效益，對(duì)該氧化礦進(jìn)行浮選試驗(yàn)及與硫化礦配礦試驗(yàn)研究。研究旨在考察該部分氧化礦浮選工藝及配礦的技術(shù)經(jīng)濟(jì)可行性，獲得主要工藝參數(shù)和技術(shù)指標(biāo)，為開發(fā)利用該氧化礦提供技術(shù)支持。?

1?礦石性質(zhì)

將所采礦石樣品低溫烘干、破碎、篩分，對(duì)礦樣進(jìn)行化學(xué)成分分析和銅物相分析，結(jié)果分別見表1、表2。

由表1、表2可知：該氧化礦氧化率42.37?%，其中自由氧化銅分布率30.51?%;硫化銅分布率57.63?%。該氧化礦屬于硫氧混合型銅礦，礦石中既含有以黃銅礦、輝銅礦、斑銅礦為主的硫化礦，又含有以孔雀石為主的氧化礦。因此，在浮選過(guò)程中需對(duì)硫化礦和氧化礦進(jìn)行有效回收。目前，最普遍的氧化礦選礦技術(shù)為硫化浮選法[1-5]，硫化鈉是最常用的氧化礦硫化劑。

2?試驗(yàn)結(jié)果與討論

針對(duì)該礦石性質(zhì)，主要考察全氧化礦浮選硫化鈉用量、氧化礦配礦比例、不同配礦比例的硫化鈉用量、磨礦細(xì)度、石灰用量等條件，尋求最佳選礦工藝參數(shù)。

2.1?全氧化礦浮選硫化鈉用量

對(duì)該氧化礦進(jìn)行硫化鈉用量探索試驗(yàn)，硫化鈉用量為100?g/t、200?g/t、300?g/t、400?g/t、600?g/t。試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖2。

由圖2可知：隨著硫化鈉用量的增加，該氧化礦中銅回收率呈先上升后下降趨勢(shì);當(dāng)硫化鈉用量為100?g/t時(shí)，銅回收率達(dá)到峰值，約為71.00?%。與生產(chǎn)要求的銅回收率不低于85?%的指標(biāo)還有很大差距，因此下一步開展配礦試驗(yàn)研究。

2021年第2期/第42卷??選礦與冶煉選礦與冶煉??黃?金

2.2?氧化礦配礦比例

將該氧化礦與3#礦帶的硫化礦進(jìn)行配礦小型試驗(yàn)，配礦以硫化礦為主，氧化礦配礦比例為5?%、10?%、15?%、20?%、25?%、30?%，即氧化率分別為13.24?%、15.36?%、17.48?%、19.60?%、21.72?%、23.84?%。通過(guò)對(duì)試驗(yàn)的產(chǎn)率、品位及回收率進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析，尋找最優(yōu)的氧化礦配礦比例。鑒于該氧化礦的氧化程度不高，本次試驗(yàn)硫化鈉用量選擇20?g/t，其他藥劑制度和試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖3。

由圖3可知：配礦后，銅回收率及粗精礦銅品位均有不同程度的降低，但隨著氧化礦配礦比例不斷增加，銅回收率呈先緩慢上升后下降的趨勢(shì);當(dāng)氧化礦配礦比例為20?%時(shí)，銅回收率達(dá)到一個(gè)峰值，約為84.00?%。由此，初步判定最佳氧化礦配礦比例為20?%（氧化率19.60?%）。

2.3?不同氧化礦配礦比例的硫化鈉用量

為驗(yàn)證最佳氧化礦配礦比例，開展硫化鈉用量試驗(yàn)。本次硫化鈉用量試驗(yàn)進(jìn)行氧化礦配礦比例、硫化鈉用量雙變量試驗(yàn)，氧化礦配礦比例為5?%、10?%、15?%、20?%、25?%、30?%，硫化鈉用量為20?g/t、40?g/t、60?g/t、80?g/t和100?g/t。其他藥劑制度和試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖4。

由圖4可知，當(dāng)硫化鈉用量為40?g/t，氧化礦配礦比例為20?%時(shí)，銅回收率最高。該結(jié)果也驗(yàn)證了氧化礦配礦比例試驗(yàn)的初步判斷。

2.4?磨礦細(xì)度

固定氧化礦配礦比例20?%，硫化鈉用量40?g/t，開展不同磨礦細(xì)度試驗(yàn)。其他藥劑制度和試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖5。

由圖5可知：隨著磨礦細(xì)度的增加，粗精礦銅品位先緩慢降低后升高，銅回收率呈逐漸升高的趨勢(shì);但當(dāng)磨礦細(xì)度-0.074?mm大于74?%后，隨著磨礦細(xì)度的增加，銅回收率增加逐漸趨于平緩;同時(shí)考慮到磨礦成本和生產(chǎn)現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)際條件，生產(chǎn)中磨礦細(xì)度-0.074?mm宜控制在67?%～70?%。因此，當(dāng)氧化礦配礦比例為20?%時(shí)，選擇磨礦細(xì)度-0.074?mm占68?%（磨礦時(shí)間10?min）。

2.5?石灰用量

在氧化礦配礦比例20?%，磨礦細(xì)度-0.074?mm占68?%，硫化鈉用量40?g/t的條件下，進(jìn)行石灰用量試驗(yàn)，石灰用量為600?g/t、800?g/t、1?000?g/t、1?200?g/t、1?400?g/t。其他藥劑制度和試驗(yàn)流程見圖1，試驗(yàn)結(jié)果見圖6。

由圖6可知：隨著石灰用量的增加，銅回收率整體呈先上升后下降的趨勢(shì);當(dāng)石灰用量為1?200?g/t時(shí)，銅回收率最高。因此，確定石灰用量最佳為1?200?g/t。

根據(jù)生產(chǎn)現(xiàn)場(chǎng)情況，丁基黃藥、MA-3、2號(hào)油用量都較為穩(wěn)定，參考現(xiàn)場(chǎng)及其他相關(guān)試驗(yàn)報(bào)告，選擇丁基黃藥用量70?g/t，MA-3用量10?g/t，2號(hào)油用量30?g/t，精選一水玻璃用量70?g/t。

2.6?全流程閉路試驗(yàn)

在條件試驗(yàn)的基礎(chǔ)上，分別進(jìn)行了氧化礦配礦比例20?%、30?%閉路試驗(yàn)和全氧化礦閉路試驗(yàn)（全氧化礦硫化鈉用量100?g/t）。試驗(yàn)流程見圖7，試驗(yàn)結(jié)果見表3～5。

由表3～5可知：①氧化礦配礦比例20?%時(shí)，獲得的銅精礦銅品位13.940?%，尾礦銅品位0.056?%，銅回收率86.16?%;②氧化礦配礦比例30?;%時(shí)，獲得的銅精礦銅品位14.420?%，尾礦銅品位0.067?%，銅回收率83.56?%;③全氧化礦時(shí)，獲得的銅精礦銅品位19.720?%，尾礦銅品位0.116?%，銅回收率72.28?%。

從試驗(yàn)結(jié)果可看出，氧化礦配礦比例為20?%或30?%時(shí)，銅精礦銅品位低，無(wú)法滿足銷售要求，而全氧化礦時(shí)銅精礦銅品位符合要求。分析其原因?yàn)椋毫蚧V可磨性較氧化礦差，隨著氧化礦含量增加，礦石可磨性逐漸上升，礦石單體解離更充分，銅品位上升。因此，開展了配礦情況下的粗精礦再磨[6-8]閉路試驗(yàn)。

2.7?粗精礦再磨

參考選礦廠粗精礦再磨流程對(duì)試驗(yàn)粗精礦進(jìn)行再磨，再磨5?min粗精礦細(xì)度達(dá)到-0.035?mm占88?%左右。對(duì)氧化礦配礦比例分別為20?%和30?%?2種配礦情況下的粗精礦進(jìn)行再磨，閉路試驗(yàn)流程和藥劑制度是在圖7的基礎(chǔ)上，增加粗精礦再磨環(huán)節(jié)。試驗(yàn)結(jié)果見表6、表7。

得到顯著提高，氧化礦配礦比例為20?%時(shí)，銅品位由13.940?%提高到20.370?%，尾礦銅品位從0.056?%降低至0.051?%，銅回收率由86.16?%提高至87.35?%;氧化礦配礦比例為30?%時(shí)，銅品位由14.420?%提高至21.230?%，尾礦銅品位從0.067?%降低至0.060?%，銅回收率由83.56?%提高至85.19?%。

3?生產(chǎn)實(shí)踐

自2019年8月，該銅礦開始采用氧化礦配礦浮選工藝。通過(guò)統(tǒng)計(jì)生產(chǎn)數(shù)據(jù)，生產(chǎn)中氧化礦配礦比例平均約為20?%，尾礦銅品位平均為0.050?%，銅回收率平均達(dá)到87.26?%，生產(chǎn)指標(biāo)與試驗(yàn)指標(biāo)相吻合，選礦指標(biāo)較為穩(wěn)定，氧化礦的生產(chǎn)利用產(chǎn)生了很好的經(jīng)濟(jì)效益。2019-08—12氧化礦配礦后生產(chǎn)指標(biāo)見表8。

4?結(jié)?論

1）該銅礦氧化礦與硫化礦的配礦比例最佳為2∶8，即氧化礦配礦比例為20?%。為了滿足生產(chǎn)供礦需要，氧化礦配礦比例控制在20?%～30?%較合適。

2）氧化礦配礦浮選方案為一次粗選、三次精選、三次掃選流程，最佳藥劑用量為硫化鈉用量40?g/t，石灰用量1?200?g/t;同時(shí)結(jié)合生產(chǎn)實(shí)際，磨礦細(xì)度-0.074?mm?不低于68?%為宜。

3）氧化礦（氧化率42.37?%）不配礦進(jìn)行硫化浮選時(shí)，獲得的銅精礦銅品位19.720?%，尾礦銅品位0.116?%，銅回收率72.28?%;金回收率52.38?%，鉬回收率61.46?%，銀回收率54.58?%。

4）氧化礦與硫化礦配礦閉路試驗(yàn)獲得的銅精礦品位低，通過(guò)粗精礦再磨，銅精礦銅品位得到顯著提高。當(dāng)氧化礦配礦比例為20?%時(shí)（氧化率19.60?%），銅精礦銅品位由13.940?%提高到20.370?%，尾礦銅品位從0.056?%降低至0.051?%，銅回收率由86.16?%提高至87.35?%;當(dāng)氧化礦配礦比例為30?%時(shí)（氧化率23.84?%），銅精礦銅品位由14.420?%提高至21.230?%，尾礦銅品位從0.067?%降低至0.060?%，銅回收率由83.56?%提高至85.19?%。

5）該銅礦采用氧化礦配礦浮選工藝進(jìn)行生產(chǎn)，取得了良好生產(chǎn)指標(biāo)，氧化礦配礦比例平均約為20?%，尾礦銅品位平均為0.050?%，銅回收率平均達(dá)到87.26?%。

[參?考?文?獻(xiàn)]

[1]?張世民，葉國(guó)華，張爽，等.云南某低品位硫氧混合型銅礦浮選試驗(yàn)研究[J].礦產(chǎn)綜合利用，2016（3）：40-43.

[2]?張世民.硫氧混合型銅礦中Cu及伴生Au、Ag的綜合回收[D].昆明：昆明理工大學(xué)，2017.

[3]?白潔，艾晶，張行榮.氧化銅礦浮選藥劑研究與應(yīng)用進(jìn)展[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2014（12）：48-52.

[4]?程瓊，庫(kù)建剛，劉殿文.氧化銅礦浮選方法研究[J].礦產(chǎn)保護(hù)與利用，2005（5）：32-35.

[5]?路良山，朱仁鋒.新疆某難選氧化銅礦浮選試驗(yàn)研究[J].中國(guó)礦業(yè)，2013，22（6）：93-96，100.

[6]?袁明華，普倉(cāng)鳳，趙繼春.提高大紅山銅礦銅精礦品位試驗(yàn)研究[J].有色金屬（選礦部分），2009（4）：12-14.

[7]?柴垣民.提高銅礦峪銅精礦品位工藝途徑探討[J].有色金屬（選礦部分），1998（1）：13-16.

[8]?何旭，師芩梅.云南某低品位銅礦浮選工藝流程試驗(yàn)研究[J].世界有色金屬，2017（14）：92-93.