高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.04.589

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

刘子龙^,, 杨洪英^,, 佟琳琳, 陈国宝

东北大学冶金学院，辽宁沈阳 110819

Experimental Study on Flotation Optimization of Copper Oxide Ore in High Altitude Environment

LIU Zilong^,, YANG Hongying^,, TONG Linlin, CHEN Guobao

School of Metallurgy，Northeastern University，Shenyang 110819，Liaoning，China

通讯作者: 杨洪英（1960-），女，河北张家口人，教授，博士生导师，从事贵金属冶金、多金属矿综合回收和工艺矿物学研究工作。yanghy@smm.neu.edu.cn

收稿日期: 2018-08-09 修回日期: 2018-12-04 网络出版日期: 2019-08-08

基金资助:

国家自然科学基金项目“含砷复杂金矿细菌氧化矿物界面及其作用机制的基础研究”. U1608254
低品位难处理金矿综合利用国家重点实验室开放基金项目“低品位矿石生物堆浸模拟机优化研究”［编号：ZJKY2017（B）KFJJ01＆ZJKY2017. B

Received: 2018-08-09 Revised: 2018-12-04 Online: 2019-08-08

作者简介 About authors

刘子龙（1972-），男，辽宁凤城人，教授级高工，从事黄金、有色金属选矿技术研究工作longzi_2009@163.com , E-mail：longzi_2009@163.com

摘要

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题，对矿物开展工艺矿物学研究，基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%，其中结合氧化铜占16.59%，铜品位为0.51%，金品位为0.25×10^-6，银品位为14.24×10^-6，矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生，影响到铜精矿的质量和铜的回收率；矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等，在磨矿过程中极易产生泥化现象，影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰，利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程，在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰，并适当增加Na₂S用量，精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量，可获得精矿铜品位为19.72%，金品位为2.66×10^-6，银品位300.36×10^-6，铜回收率为65.50%，金回收率为18.36%，银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%，铜选矿作业回收率提高了4.87%。

关键词： 氧化铜 ; 工艺矿物学 ; 抑制剂 ; 浮选优化 ; 高海拔环境

Abstract

The grade of high-altitude complex copper oxide flotation concentrates treated in a large-scale concentrator in Tibet was unqualified，and the recovery rate was not satisfactory.Through the study of mineralogy of minerals，the embedding characteristics of metal minerals and gangue minerals was obtained.The secondary copper ores with high copper content as well as the mineral arsenic bismuth copper ore are closely embedded with pyrite，where a mixture of copper and iron minerals often forms，which can affect the quality of copper concentrate and the recovery rate of copper.There are a certain amount of muscovite，feldspar，gypsum and calcite in the ores.Muddy phenomenon is prone to occur during the grinding process，which can affect the copper mineral floating.Thus，the optimization of grinding fineness and flotation reagent system for this refractory oxide copper ore was carried out in this study.On the spot，a large amount of lime was added，and the pH value was adjusted to 11 using high alkalinity to inhibit the rise of pyrite.From the study of process mineralogy，it was known that pyrite was dissolved by pyrite，and pyrite was suppressed at the same time.It will affect the rise of copper minerals.The new drug T506 is an inhibitor developed for the characteristics of pyrite.This inhibitor interacts with the surface of pyrite by adjusting the arrangement of polar groups to achieve the effect of inhibiting the rise of pyrite.The laboratory closed-circuit test was conducted in condition of the copper oxidation rate of ore is 36.80%，where combined copper oxide is 16.59%，copper grade is 0.51%，gold grade is 0.25×10^-6，and silver grade is 14.24×10^-6.In the selection process，the new inhibitor T506 is used to replace part of the lime in the rough selection section，and the amount of sodium sulfide is appropriately increased.On the basis of ensuring the pH value of 11 in the selected operation section，the amount of T506 is increased in an appropriate amount to obtain a concentrate with a copper grade of 19.72%，a gold grade of 2.66×10^-6，a silver grade of 300.36×10^-6， a copper recovery rate of 65.50%，a gold recovery rate of 18.36% and a silver recovery rate of 35.92%.The concentrate grade increased by 9.18% compared with the one in on-site production conditions，and the copper beneficiation recovery rate increased by 4.87%.Under the premise of ensuring the qualified copper grade of the produced concentrate，the recovery rate of copper is correspondingly increased，and the purpose of increasing the economic benefits of the enterprise and comprehensively utilizing valuable mineral resources is achieved.

Keywords： copper oxide ; process mineralogy ; inhibitor ; flotation optimization ; high altitude environment

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本文引用格式

刘子龙, 杨洪英, 佟琳琳, 陈国宝. 高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究[J]. 黄金科学技术, 2019, 27(4): 589-597 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.04.589

LIU Zilong, YANG Hongying, TONG Linlin, CHEN Guobao. Experimental Study on Flotation Optimization of Copper Oxide Ore in High Altitude Environment[J]. Gold Science and Technology, 2019, 27(4): 589-597 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.04.589

高海拔铜矿产受地质成矿条件等因素的影响，铜矿物种类繁多，嵌布粒度细^[1,2]，金属矿物赋存状态和嵌布状态复杂，不利于分选，属于难处理的矿石类型，其开发与利用一直是矿业界的难题。

西藏某大型选矿厂生产指标波动大，由于原矿铜矿物氧化程度高、铜品位低、含硫高和含泥量大等原因，比硫化铜矿难选^[3]，导致在现场药剂制度下很难产出合格铜精矿，铜回收率也不理想。

针对该难选氧化铜矿石样品开展工艺矿物学研究，分析铜矿物嵌布特性和影响铜矿物浮选的矿物学因素^[4,5,6,7]，以工艺矿物学研究结果为依据开展了一系列指标优化试验，在保证产出精矿铜品位合格的前提下，提高铜作业回收率，实现对矿产资源的综合利用，增加企业经济效益。

1 工艺矿物学研究

1.1 原矿主要元素及物相分析

对原矿样进行破碎、混匀、缩分后送样，进行原矿主要元素化验（表1）和铜、钼物相分析（表2和表3）。由表1可知，该矿铜品位为0.51%，金品位为0.26×10^-6，银品位为13.09×10^-6，钼品位为0.023%。金、银品位较低，可在铜精矿中综合回收。由表2可知，原矿铜氧化率为36.80%，其中结合氧化铜占16.59%，该部分铜矿物选别难度较大。

表1 原矿多元素分析结果

Table 1 Multi-element analysis results of raw ore（%）

元素	质量分数	元素	质量分数
Cu	0.51	Ag	13.09
Pb	0.17	Au	0.26
Zn	0.06	Mo	0.023

注：Ag和Au元素含量单位为×10^-6

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表2 原矿铜物相分析结果

Table 2 Copper phase analysis results of raw ore（%）

铜物相	质量分数	占比
总铜	0.524	100.00
硫酸铜	0.001	0.10
自由氧化铜	0.106	20.21
结合氧化铜	0.087	16.59
次生硫化铜	0.021	4.00
原生硫化铜	0.310	59.10

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表3 原矿钼物相分析结果

Table 3 Molybdenum phase analysis results of raw ore（%）

钼物相	质量分数	占比
总钼	0.023	100.00
硫化钼	0.018	78.26
氧化钼	0.005	21.74

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该矿石为氧化铜钼矿石，矿石中铜矿物和钼矿物种类多^[8]，铜矿物主要有黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、铜蓝、黝铜矿、砷黝铜矿、硫铋铜矿、孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石和黑铜矿等，钼矿物主要有辉钼矿、钨钼钙矿和含氧辉钼矿等，种类较多。除钼矿物之外，矿石中还含有自然金、银金矿和自然银等金银矿物。其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、铅钒和闪锌矿等金属硫化物，以及磁铁矿和赤铁矿等金属氧化物。脉石矿物有辉石类、石榴石类、碳酸盐类、石英、长石类、云母类、硅灰石、高岭石、萤石、榍石、滑石、蛇纹石和石膏等。

1.2 铜矿物嵌布特征

通过对各种铜矿物嵌布粒度进行测定，黄铜矿粒度分布不均匀，嵌布粒度较细（粒径以0.1 mm以下为主），砷黝铜矿嵌布粒度多在0.01～0.74 mm之间，辉铜矿和铜蓝粒度细，大部分粒径小于0.01 mm。脉石矿物粒间及裂隙为铜矿物主要赋存场所，少量包裹在脉石中。脉石矿物粒间及裂隙中的铜矿物粒度略粗，粒径以大于0.037 mm为主。铜矿物嵌布特征检测结果见表4。由表4可知，脉石矿物粒间及裂隙中的铜矿物主要呈独立状态产出，易于解离，脉石包裹铜矿物占9.15%。

表4 铜矿物嵌布特征检测结果

Table 4 Copper mineral embedded feature detection

嵌布特征	质量分数
合计	100.00
脉石粒间	41.86
脉石裂隙	30.18
脉石与硫化物粒间	16.38
硫化物中	2.43
脉石中	9.15

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1.3 影响铜矿物浮选的矿物学因素

显微镜下观察有黄铜矿交代溶蚀黄铁矿的现象，说明这2种矿物是不同成矿阶段形成的产物。部分铜矿物与铁呈氧化结合物形式存在^[9]。孔雀石、蓝铜矿和硅孔雀石是含铜碳酸盐矿物，为含铜硫化物矿床氧化带中的风化产物，系含铜硫化物氧化所产生的易溶硫酸铜与方解石（脉石矿物或碳酸盐围岩的矿物产物）相互作用而成的，铜矿物部分被脉石矿物紧密包裹。被脉石包裹及砷黝铜矿与黄铁矿构成的铜铁矿物集合体，不易解离，导致脉石包裹的微细粒铜矿物的铜回收率受到一定的影响。矿石中的白云母、长石、石膏和方解石等脉石矿物属硬度较低、相互之间结合力较弱的矿物，磨矿过程中易生成细泥，从而影响铜矿物的上浮^[10]。

西藏某选矿厂在处理该铜矿时采用的浮选工艺流程为一次粗选三次精选三次扫选。现场技术参数如下：磨矿细度为-0.074 mm占68%；浮选浓度为30%；矿浆pH=11；药剂制度：调整剂石灰用量为7 000 g/t，Na₂S用量为200 g/t，丁基黄药用量为50 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t，Z-200用量为20g/t，2^#油用量为20 g/t，一次精选添加水玻璃60 g/t，T506用量为10 g/t；一次扫选添加丁基黄药15 g/t，Z-200用量为10 g/t；二次扫选添加丁基黄药5 g/t。采用以上工艺流程和现场药剂制度开展开路试验，铜原矿品位为0.51%，获得的精矿铜品位为10.54%，精矿产率为1.26%，尾矿铜品位为0.20%，粗选铜回收率为60.63%。从现场来看，铜回收率和铜精矿品位这2项技术指标较差，需进一步开展工艺技术研究以提高选矿指标。

2 浮选试验研究

浮选法是通过浮选药剂的物理或化学作用，使矿物的表面性质发生改变，最终将目的矿物富集的选矿方法^[11]。硫化浮选法是氧化铜矿浮选最常用的方法^[12]。在硫化过程中，要注意pH值对Na₂S发挥作用的影响^[13]。对该矿采用同步浮选工艺同时浮选硫化铜矿物和氧化铜矿物^[14]，获得单一铜精矿。

2.1 磨矿细度条件试验

磨矿细度是影响浮选指标的关键因素，磨矿的目的是使矿石中的矿物得到解离，并将矿石磨到适于选别的细度，同时又不能过磨和泥化^[15]。根据工艺矿物学研究中铜矿物嵌布特征检测结果，对矿样开展磨矿细度条件试验，试验流程为一次粗选流程。

试验技术条件：磨矿细度为变量；浮选浓度为30%；调整剂石灰用量为7 000 g/t，Na₂S用量为200 g/t，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH=11；丁基黄药用量为50 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t，Z-200用量为20 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min。试验结果见表5。

表5 磨矿细度条件试验结果

Table 5 Condition test results of grinding fineness

磨矿细度（-0.074 mm含量）/%	样品名称	产率/%	铜品位/%	铜回收率/%
65	铜粗精矿	14.18	2.07	58.76
	尾矿	85.82	0.24	41.24
	原矿	100.00	0.51	100.00
67	铜粗精矿	13.98	2.14	59.18
	尾矿	86.02	0.24	40.82
	原矿	100.00	0.51	100.00
70	铜粗精矿	14.38	2.18	61.41
	尾矿	85.62	0.23	38.59
	原矿	100.00	0.51	100.00
75	铜粗精矿	13.67	2.31	61.40
	尾矿	86.33	0.23	38.60
	原矿	100.00	0.51	100.00

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由表5可知，随着磨矿细度（-0.074 mm含量）的提高，粗选铜回收率也逐渐升高，当磨矿细度（-0.074 mm含量）为70%时，粗选铜回收率为61.41%，继续增加磨矿细度，粗选铜回收率不再升高，因此选用-0.074 mm含量占70%为最佳磨矿细度。

2.2 粗选抑制剂T506用量试验

现场工艺制度需添加大量石灰，利用高碱度（调整pH=11）来抑制黄铁矿的上浮，石灰单耗达7 000 g/t。由工艺矿物学研究可知，黄铜矿交代溶蚀黄铁矿，砷黝铜矿与黄铁矿构成铜铁矿物集合体，抑制黄铁矿的同时会影响铜矿物的上浮。新型药剂T506是针对黄铁矿特性研制的抑制剂，其通过调整极性基的排列方式与黄铁矿表面发生交互作用，达到抑制黄铁矿上浮的效果^[16]。本次试验采用T506替换部分石灰，通过减少石灰用量降低现场操作难度，在不影响回收率的情况下适度抑制黄铁矿上浮。在石灰用量为2 000 g/t的条件下，进行T506粗选用量试验，试验流程为一次粗选流程。

试验条件：磨矿细度为-0.074 mm占70%；浮选质量浓度为30%；调整剂石灰用量为2 000 g/t，Na₂S用量为200 g/t，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH=7～8；T506用量为变量，丁基黄药用量为50 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min。

试验结果表明，随着T506用量的增加，粗选铜回收率有所升高，当T506用量为100 g/t时，铜回收率为60.99%，随着T506用量的继续增加，粗选铜回收率提高不明显（表6）。综合考虑，T506的最佳用量确定为100 g/t。试验表明，T506用量为100 g/t时的选矿效果与5 000 g/t用量的石灰相当，且现场操作更加方便。

表6 T506用量试验结果

Table 6 Test results of T506 dosage

T506用量/（g·t^-1）	样品名称	产率/%	铜品位/%	铜回收率/%
50	铜粗精矿	9.56	3.12	58.92
	尾矿	90.44	0.23	41.08
	原矿	100.00	0.51	100.00
100	铜粗精矿	10.34	3.12	60.99
	尾矿	89.66	0.23	39.01
	原矿	100.00	0.53	100.00
200	铜粗精矿	11.11	2.89	61.10
	尾矿	88.89	0.23	38.90
	原矿	100.00	0.53	100.00
300	铜粗精矿	10.85	2.91	60.63
	尾矿	89.15	0.23	39.37
	原矿	100.00	0.52	100.00

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2.3 粗选Na₂S用量试验

原矿铜矿物氧化程度较高，氧化率为36.80%，若要取得好的分选指标，应先进行硫化^[17]。研究表明，当Na₂S用量适宜时，对氧化铜矿物有硫化作用^[18,19]，当Na₂S用量过低则不足以在氧化矿表面形成硫化薄膜，不利于氧化铜矿的浮选，Na₂S用量过大则会与捕收剂产生竞争吸附，减弱捕收剂的捕收作用，造成回收率的下降。本次Na₂S用量条件试验流程为一次粗选流程。

试验条件：磨矿细度为-0.074 mm占70%；浮选质量浓度为30%；调整剂石灰用量为2 000 g/t，Na₂S用量为变量，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH值为变量；T506用量为100 g/t，丁基黄药用量为50 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min。

试验结果表明，随着Na₂S用量的增加，粗选铜回收率明显提高，当Na₂S用量为400 g/t时，铜回收率为68.07%。继续增加Na₂S用量，粗选铜回收率有所下降（表7）。综合考虑，选用400 g/t为Na₂S最佳用量。

表7 Na₂S用量试验结果

Table 7 Test results of sodium sulfide dosage

Na₂S用量/（g·t^-1）	样品名称	产率/%	铜品位/%	铜回收率/%
0，pH=7	铜粗精矿	5.04	3.77	37.04
	尾矿	94.96	0.34	62.96
	原矿	100.00	0.51	100.00
50，pH=7～8	铜粗精矿	10.85	2.98	61.20
	尾矿	89.15	0.23	38.80
	原矿	100.00	0.53	100.00
150，pH=7～8	铜粗精矿	10.59	3.07	62.31
	尾矿	89.41	0.22	37.69
	原矿	100.00	0.52	100.00
300，pH=7～8	铜粗精矿	10.21	3.41	66.95
	尾矿	90.44	0.19	33.05
	原矿	100.65	0.52	100.00
400，pH=8	铜粗精矿	11.11	3.24	68.07
	尾矿	88.89	0.19	31.93
	原矿	100.00	0.53	100.00
500，pH=8	铜粗精矿	12.14	2.91	67.92
	尾矿	87.86	0.19	32.08
	原矿	100.00	0.52	100.00

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2.4 粗选丁基黄药用量试验

本次试验采用丁基黄药作为捕收剂，丁基黄药用量试验流程为一次粗选流程。

试验条件：磨矿细度为-0.074 mm占70%；浮选质量浓度为30%；调整剂石灰用量为2 000 g/t，Na₂S用量为400 g/t，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH=8；T506用量为100 g/t，丁基黄药用量为变量，丁铵黑药用量为30 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min。

试验结果表明，随着丁基黄药用量的增加，粗选铜回收率逐渐升高，当丁基黄药用量为70 g/t时，铜回收率为68.23%，随着丁基黄药用量的继续增加，铜回收率趋于平稳，变化不明显（表8）。综合考虑，确定丁基黄药最佳用量为70 g/t。

表8 丁基黄药用量试验结果

Table 8 Test results of butyl yellow medicinal

丁基黄药用量/（g·t^-1）	样品名称	产率/%	铜品位/%	铜回收率/%
50	铜粗精矿	11.37	3.01	65.88
	尾矿	88.63	0.20	34.12
	原矿	100.00	0.52	100.00
70	铜粗精矿	11.97	3.00	68.23
	尾矿	88.03	0.19	31.77
	原矿	100.00	0.53	100.00
90	铜粗精矿	12.47	2.89	68.41
	尾矿	87.53	0.19	31.59
	原矿	100.00	0.53	100.00
110	铜粗精矿	13.51	2.67	68.70
	尾矿	86.49	0.19	31.30
	原矿	100.00	0.52	100.00

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2.5 扫选Na₂S用量试验

针对矿石氧化率较高的问题，在扫选作业段添加适量Na₂S进行试验。试验流程为一次粗选两次扫选，粗选泡沫为铜粗精矿，一次扫选泡沫为中矿一，二次扫选泡沫为中矿二。

试验条件：磨矿细度为-0.074 mm占70%；浮选质量浓度为30%；调整剂石灰用量为2 000 g/t，Na₂S用量为400 g/t，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH=8；T506用量为100 g/t，丁基黄药用量为70 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min，一次扫选时间为3 min，二次扫选时间为3 min；一次扫选Na₂S用量为变量，丁基黄药用量为15 g/t；二次扫选Na₂S用量为变量，丁基黄药用量为5 g/t。

试验结果表明，在扫选流程，当Na₂S用量为（150+50） g/t（扫Ⅰ+扫Ⅱ）时，扫选铜回收率可提高1.54%，继续增加Na₂S用量，回收率指标没有提升（表9）。因此，确定扫选Na₂S用量较优条件为（150+50）g/t（扫Ⅰ+扫Ⅱ）。

表9 扫选Na₂S用量试验结果

Table 9 Test results of sodium sulfide dosage in sweeping

试验条件	样品名称	产率/%	铜品位/%	铜回收率/%
Na₂S的用量为（0+0）（扫Ⅰ+扫Ⅱ，g/t），pH=7	铜粗精矿	11.68	3.05	68.28
	中矿一	2.38	0.64	2.92
	中矿二	1.11	0.48	1.02
	尾矿	84.83	0.17	27.78
	原矿	100.00	0.52	100.00
Na₂S的用量为（150+50）（扫Ⅰ+扫Ⅱ，g/t），pH=7～8	铜粗精矿	11.88	3.01	68.15
	中矿一	2.59	0.80	3.95
	中矿二	1.35	0.60	1.54
	尾矿	84.18	0.16	26.36
	原矿	100.00	0.52	100.00
Na₂S的用量为（300+150）（扫Ⅰ+扫Ⅱ，g/t），pH=7～8	铜粗精矿	11.79	3.05	68.10
	中矿一	2.77	0.76	3.98
	中矿二	1.47	0.62	1.72
	尾矿	84.62	0.16	26.21
	原矿	100.00	0.53	100.00

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2.6 精选条件优化试验

为获得合格铜精矿品位，需强化对精选作业工艺的控制，对精选作业段进行条件优化试验。试验流程为一次粗选三次精选，其中三次精选泡沫为铜精矿，一次精选尾矿二次精选尾矿三次精选尾矿合并为中矿，粗选尾矿为试验尾矿。

试验条件：磨矿细度为-0.074 mm占70%；浮选质量浓度为30%；调整剂石灰用量为2 000 g/t，Na₂S用量为400 g/t，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH=8；T506用量为100 g/t，丁基黄药用量为70 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min，一次精选二次精选三次精选时间均为4 min；一次精选石灰用量为变量，T506用量为变量，水玻璃用量为60 g/t；二次精选T506用量为变量。

试验结果表明，在精选作业段，矿浆pH=7时，随着T506用量的增加，精矿品位有所提高，当T506用量（精Ⅰ+精Ⅱ）为（80+50）g/t时，精矿铜品位为12.26%，铜品位较低，无法获得合格产品。在精选作业段，矿浆pH=11时，T506用量（精Ⅰ+精Ⅱ）为（30+10） g/t和（50+30） g/t时，均可获得合格铜精矿，精矿铜品位分别为24.14%和26.37%（表10）。综合考虑确定精选T506用量（精Ⅰ+精Ⅱ）为（30+10） g/t。

表10 精选条件优化试验结果

Table 10 Test results of selected condition optimization

石灰用量/(g·t^-1)	T506用量（精Ⅰ+精Ⅱ）/（g·t^-1）	样品名称	产率/%	铜品位/%	铜回收率/%
0，pH=7	30+10	铜精矿	1.9	8.47	30.82
		中矿	11.02	1.77	37.36
		尾矿	87.08	0.19	31.82
		原矿	100.00	0.52	100.00
	50+30	铜精矿	1.42	10.47	27.98
		中矿	11.24	1.92	40.73
		尾矿	87.35	0.19	31.29
		原矿	100.00	0.53	100.00
	80+50	铜精矿	0.44	12.26	10.22
		中矿	10.88	1.86	57.9
		尾矿	88.68	0.19	31.88
		原矿	100.00	0.53	100.00
400，pH=11	10+0	铜精矿	1.34	11.75	30.01
		中矿	10.98	1.83	38.27
		尾矿	87.68	0.19	31.72
		原矿	100.00	0.53	100.00
	30+10	铜精矿	0.77	24.14	35.41
		中矿	10.77	1.6	32.68
		尾矿	88.46	0.19	31.91
		原矿	100.00	0.53	100.00
	50+30	铜精矿	0.76	26.37	38.21
		中矿	11.63	1.34	29.87
		尾矿	87.62	0.19	31.92
		原矿	100.00	0.52	100.00

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2.7 开路试验

综合上述条件试验结果，进行开路试验，开路试验流程为一次粗选三次精选三次扫选，三次精选泡沫为铜精矿，一次精选尾矿为中矿三，二次精选尾矿为中矿二，三次精选尾矿为中矿一，一次扫选泡沫为中矿四，二次扫选泡沫为中矿五，三次扫选泡沫为中矿六，三次扫选尾矿为开路试验尾矿。

试验条件：磨矿细度为-0.074 mm占70%；浮选质量浓度为30%；调整剂石灰用量为2 000 g/t，Na₂S用量为400 g/t，并将调整剂加入球磨机中；矿浆pH=8；T506用量为100 g/t，丁基黄药用量为70 g/t，丁铵黑药用量为30 g/t；2^#油用量为20 g/t；粗选浮选时间为5 min，一次精选二次精选三次精选时间均为4 min，一次扫选二次扫选三次扫选时间均为3 min；一次精选石灰用量为400 g/t，T506用量为30 g/t，水玻璃用量为60 g/t；二次精选T506用量为10 g/t；一次扫选Na₂S用量为150 g/t，丁基黄药用量为15 g/t；二次扫选Na₂S用量为50 g/t，丁基黄药用量为5 g/t。

开路试验结果表明，试验经过一次粗选、三次精选、三次扫选，可获得精矿铜品位为 24.15%、粗选铜回收率为68.48%的浮选指标（表11）。

表11 开路试验结果

Table 11 Test results of open circuit（%）

样品名称	产率	铜品位	铜回收率
铜精矿	0.71	24.15	30.77
中矿一	0.31	4.16	2.31
中矿二	3.33	3.48	20.96
中矿三	9.74	0.82	14.44
中矿四	2.56	0.79	3.66
中矿五	1.79	0.59	1.91
中矿六	1.28	0.55	1.27
尾矿	80.27	0.17	24.56
原矿	100.00	0.55	100.00

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2.8 闭路试验

根据开路试验结果，进行闭路试验，闭路试验流程如图1所示，闭路试验结果见表12。由表12可知，在图1闭路试验流程所示的药剂制度下采用现场一粗三扫三精浮选流程，小型试验取得铜精矿中铜品位为19.72%、金品位为2.66×10^-6、银品位为300.36×10^-6、铜回收率为65.50%、金回收率为18.36%和银回收率为35.92%的试验指标。

图1

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图1 闭路试验流程

Fig.1 Test flow of closed circuit

表12 闭路试验结果

Table 12 Test results of closed circuit

样品名称	产率/%	品位			回收率/%
样品名称	产率/%	Cu/%	Au/×10^-6	Ag/×10^-6	Cu	Au	Ag
铜精矿	1.70	19.72	2.66	300.36	65.50	18.36	35.92
尾矿	98.30	0.18	0.21	9.29	34.50	81.64	64.08
原矿	100.00	0.51	0.25	14.24	100.00	100.00	100.00

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3 结论

（1）西藏某大型选矿厂所处理的高海拔复杂氧化铜矿铜品位为0.51%，铜氧化率达36.89%,采用一粗三扫三精的工艺流程对该难选氧化铜矿进行小型闭路试验，最终可获得铜品位为19.72%、金品位为2.66×10^-6和银品位为300.36×10^-6的铜精矿，其中铜回收率为65.50%，金回收率为18.36%,银回收率为35.92%。与现场生产工艺相比，精矿铜品位和铜回收率分别提高了9.18%和4.87%。

（2）通过调整新型黄铁矿抑制剂T506和Na₂S在粗选和精选的用量，使得粗选环境得到改善，铜精矿品位明显提高。

（3）对磨矿细度和选矿药剂制度进行优化，新的选矿工艺参数和药剂制度如下：磨矿细度-0.074 mm占70%；矿浆pH=8；调整剂为石灰、T506和Na₂S，捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药。

（4）本次试验没有进行铜钼分离研究工作，金和银回收率过低，部分金受其载体黄铁矿的抑制而流失，部分金、银矿物以脉石包裹体状态产出，在磨矿过程中不易单体解离，多数被脉石紧密包裹或碎矿时与脉石呈贫连生体状态分布，影响金银矿物浮选效果，需进一步开展工艺技术研究，以提高金、银回收率和完成铜钼分离研究工作。

参考文献

原文顺序

文献年度倒序

文中引用次数倒序

被引期刊影响因子

[1]

王鹏程，陈志勇，曹志明，等 .

氧化铜矿石的选矿技术现状与展望

[J].金属矿山，2016，45（5）：106-112.