云南某铜矿选矿工艺试验研究

２００７年第１期　有色金属（选矿部分）　・２７・　云南某铜矿选矿工艺试验研究　邢喜峰，林海，高玉娟　（北京科技大学土木与环境工程学院，北京１０００８３）　摘要：根据云南某铜矿的原矿性质，试验研究了浮选回收铜的工艺流程、工艺参数以及所能达到的技术指标。结　果表明，当人选原矿石铜品位为２．７４％、磨矿细度－７４ｇｍ６５％的条件下，采用硫化钠作活化剂、４１１黄药作捕收剂、１１号　油作起泡剂，通过一次粗选、两次扫选、三次精选，可获得铜精矿品位为２０．３３％、回收率为９５．２３％的较好指标。　关键词：铜矿；浮选；试验研究　中图分类号：ＴＤ９５２．１　文献标识码：Ａ　文章编号：１６７１－９４９２（２００７）０１－００２７—０３　随着国民经济的高速发展，我国对各种矿产资　表２　原矿多元素分析结果　源的需求量在大幅度增加。２００４年，我国铜资源供　Ｔａｂ　２　Ｔｈｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｍａｊｏｒ　ｃｈｅｍｉｃａｌ　ｔｏｍ－　ｐｏｓｉｔｉｏｎ　ｏｆ　ｒｕｎ－ｏｆ－ｍｉｎｅ　ｏｒｅ／％　应结构是：国产精炼铜２０６万ｔ、进口精炼铜１２０万　ｔ、进口铜材１２０万ｔ、进口铜废碎料４２０万ｔ、总计为　８６６万ｔ。为确保我国铜资源供应的安全，国家大力　发展铜资源的勘探、选冶技术【ｌ】。特别是２００６年，国　际市场铜价格高涨，因此研究铜矿的高效分选技术　对于充分合理地开发和利用我国有限的铜资源具有　重要的意义闭。　茎　兰　！！　！　鱼量　：！　三　：　：　：：　：　竺三　：　：　：　２．１浮选原则流程的确定　采用ｘ射线衍射分析研究了试验矿样的性质。　ｘ射线衍射分析如图１所示。分析结果表明，该矿石　中主要铜矿物为黄铜矿，含有少量黝铜矿，黄铁矿含　量极少，非金属矿物主要有钠蒙脱石、角闪石、石英、　长石等。因此研究欲回收的有用矿物为黄铜矿和黝　铜矿，根据有用矿物和脉石矿物的性质差异，宜采用　浮选回收铜矿物，由于黄铁矿含量极少，因此不宜采　用铜硫分离的浮选手段【３】。　在一７４１￣ｍ　５７％的磨矿细度条件下，对原矿进行　了粒度分析，分析结果示于表３中。　结果表明，原矿中粗粒级（＋１４７／ｘｍ）铜品位相　对较低，均小于１％；而细粒级（一７４１￣ｍ）铜品位较　ｌ试样的采取与制备　本次试验样品采集时充分考虑了矿石类型、品　级、结构特征和空间分布的代表性，分不同矿石类型　分类采取，按比例组合、包装。样品经颚式、对辊破碎　至一３ｎｕｎ，混匀缩分，将所送四种矿样按一定比例混　合，目的是提高今后生产时矿样的代表性。　四种矿样的配矿比例为：Ｘ１：ｘ２：ｘ３：Ｘ４＝５．５：４４．ｈ　６．３：４．１。据所配矿样的品位和比例计算得出试验矿　样的铜品位为２．７８％，实际化验铜品位为２．７１％。四　种矿样的铜品位见表１。　表１　样品铜品位分析结果／％　ｏｆ－ｍｉｎｅ　ｏｒｅ／％　Ｔａｂ　１　Ｔｈｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ　ｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　ｍｎ・　高，大于３％；由此说明在此磨矿细度条件下该矿石　中铜矿物的连生体较少，大部分铜矿物呈单体形式　存在；从金属分布率可以看出，＋１４７１ｘｍ铜金属分布　率仅占３．１６％，说明有利于铜回收率的提高，但微　细粒级（一４３１￣ｍ）金属分布率占５９．５５％，因此在进　行药剂选择和工艺流程设计时宜重点考虑微细粒　级的回收。　堂曼　呈　铜品位　１１．１３　Ｘ２　４．１４　Ｘ３　４＿３５　Ｘ４　０．２８　采用化学分析方法进行了原矿多元素分析，结　果见表２。可以看出，原矿中可回收的金属元素仅有　铜、钼，铅、锌的品位低，无回收价值。　２．２浮选条件试验　２．２．１磨矿细度试验　在图２流程下，药剂用量分别为：活化剂硫酸铜　２００ｇ／ｔ、捕收剂４１１黄药ｌＯＯｇ／ｔ、起泡剂１１号油１６　条件下，分别进行了磨矿细度为一７４１￣ｍ　４５％、５５％、　２选矿试验研究　基金项目：北京市教育委员会共建项目建设计划资助（ｘＫ１００ｏ８ｏ４３２）　作者简介收稿日期，＇２００６－０９—２１　：邢喜峰（１９８２一），男，吉林敦化人，在读硕士。　维普资讯 http://www.cqvip.com

・２８・　有色金属（选矿部分）　２００７年第１期　后降低，而精矿铜回收率逐渐升高，尾矿中铜品位逐　渐下降，说明磨矿细度增加利于铜矿物的单体解理，　但当磨矿细度增大至６５％以后，由于泥化现象严重，　．　１　恶化浮选过程，因此精矿品位下降，考虑到实际生产　应用的可行性以及浮选指标，认为原矿磨矿细度选　择一７４ｔｚｍ　６５％为宜。　挠　潞．　～　另外在相同的磨矿细度一７４ｔｚｍ　６５％条件下，将　３．００　２０．００　４０．００　６０．００　７０．００　图１原矿样ＸＲＤ测试图　Ｆｉｇ　１　ＸＲＤ　ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｒｕｎ—ｏｆ－ｍｉｎｅ　ｏｒｅ　表３　—７４ｔｚｍ　５７％条件下原矿筛分分析结果　Ｔａｂ　３　Ｔｈｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｒｕｎ－ｏｆ－ｍｉｎｅ　ｏｒｅ　（一７４　ｍ　５７％）　粒慧围产靴品，　ｍ　　金属／忿布率粒　Ｊ军ｖ　？了．１Ｈ军ｖ　６５％、７５％、８５％原矿粗选试验，试验结果见图３。　原矿　浮选精矿（泡沫）浮选尾矿（槽底）　图２浮选工艺原则流程　Ｆｉｇ　２　Ｆｕｎｄａｍｅｎｔａｌ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　磨矿细度／一７４ｐ￣ｍ％　图３磨矿细度试验结果　Ｆｉｇ　３　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｆｉｎｅｎｅｓｓ　ｌ一品位；２一回收率　结果表明，随着磨矿细度增加，精矿品位先升高　活化剂硫酸铜更换为硫化钠进行了试验，结果表明，　硫化钠的选别指标明显优于硫酸铜，其精矿铜回收　率高出２．３６％，品位仅低０．６９％，同时采用硫化钠作　活化剂尾矿品位低０．０５％，因此认为活化剂宜选用　硫化钠，而不使用硫酸铜。　２．２．２捕收剂种类试验　在磨矿细度一７４１ｘｍ　６５％的条件下，分别选择了　硫化矿用浮选捕收剂乙基黄药、４ｌ１黄药、３２０黄药、　异丙基黄药、戊基黄药进行试验，捕收剂用量相同，∞　舳　∞　∞　加　０　　试验流程如图２所示，药剂用量为：硫化钠２００ｇ／ｔ、　捕收剂ｌＯＯｇ／ｔ、ｌ１号油１６ｇ／ｔ。试验结果见图４。　乙基黄药异丙基黄药３２０黄药４１１黄药戊基黄药　图４捕收剂种类试验结果　Ｆｉｇ　４　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｔｈｅ　ｄｉｆｅｒｅｎｔ　ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ　从图４中可以看出，乙基黄药的捕收能力最弱，　戊基黄药和４ｌ１黄药的捕收能力最强，但戊基黄药　价格较高，而４ｌ１黄药价格较低，同时因为浮选作业　为粗选，以最大限度回收铜矿物为目标，因此选择　４１１黄药为浮选捕收剂。　２．２．３捕收剂用量试验　在捕收剂为４ｌ１黄药、磨矿细度为一７４ｔｚｍ　６５％　的条件下，进行了捕收剂用量试验，捕收剂用量水平　分别为（　）：２５、５０、７５、１００、１２５、１５０。试验流程和药　剂制度见图２，试验结果见图５。　结果表明，随着捕收剂用量增加，粗精矿品位逐　渐降低直至变化不大，回收率逐渐升高，在试验水平　范围内，捕收剂用量５０　较适宜，但考虑到为粗选　作业以及后续的扫选作业，因此认为捕收剂４ｌ１黄　维普资讯 http://www.cqvip.com

２００７年第１期　∞　邢喜峰等：云南某铜矿选矿工艺试验研究　原矿　・２９・　舳加∞∞∞如加ｍ　Ｏ　图５捕收剂用量试验结果　Ｆｉｇ　５　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ　尾矿　药用量选择７５　最优。　２．２．４活化剂及起泡剂种类和用量试验　在捕收剂用量为７５ｇ／ｔ的条件下，按图２所示流　程先后进行了活化剂及起泡剂种类和用量试验。活　化剂分别选择硫化钠和硫酸铜；起泡剂选择松醇油、　ｌ１号油。最终确定活化剂采用硫化钠ｌＯＯｇ／ｔ，起泡剂　为ｌ１号油１６　。　２．３浮选开路及闭路试验　图６闭路试验流程　Ｆｉｇ　６　Ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　ｏｆ　ｃｌｏｓｅ　ｃｉｒｃｕｉｔ　ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｉｏｎ　３结论　１．由于该矿石中主要金属矿物为黄铜矿，其次　为黝铜矿，其中氧化铜含量较低，因此直接采用浮选　方法回收铜矿物，同时采用活化剂硫化钠活化氧化　铜矿物和捕收性能较好的新型捕收剂４ｌ１黄药，达　到了最大限度回收铜矿物的目的。　２．在磨矿细度为一７４１￣ｍ　６５％时，采用一次粗　通过前述的药剂种类和用量试验，试验确定了　磨矿细度为一７４１￣ｍ　６５％、活化剂采用硫化钠ｌＯＯｇ／ｔ、　捕收剂采用４ｌ１黄药７５　、起泡剂采用ｌ１号油　１６ｇ／ｔ，在此基础上，进行粗选时间试验，确定８ｍｉｎ为　适宜的粗选时间。通过开路流程试验确定浮选流程　选、两次扫选、三次精选工艺流程获得的闭路试验指　标为，铜精矿品位为２０．３３％，铜回收率为９５．２３％，　铜精矿的产率为１２．８５％。　３．该试验研究结果为云南某铜矿的开发利用　为一次粗选、两次扫选、三次精选，在此基础上进行　了闭路流程试验，试验流程如图６，结果见表４。　表４　Ｆｉｇ　４　闭路试验结果　ＥｘｐｅｆｉｍｅｎｔＭ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｃｌｏｓｅ　ｃｉｒｃｕｉｔ　奠定了基础，同时对于其它类似铜矿的选矿具有借　鉴和参考价值。　参考文献　［１］戴新宇，王昌良西藏某铜矿选矿工艺技术试验研究［Ｊ］．　有色金属（选矿部分），２００５（６）：１５—１９、　结果表明，采用４１　１黄药为捕收剂、硫化钠为活　化剂、１１号油为起泡剂的条件下，原矿经一次粗选、　［２］吴启明，尹启华．德兴铜矿提高铜精矿铜品位的生产实　践［Ｊ］．国外金属矿选矿，２００５（１　１）：３３—３６．　［３］李江涛，库建刚，程琼．某硫化铜镍矿浮选试验研究［Ｊ］．　两次扫选、三次精选可获得铜品位为２０．３３％、回收　率为９５．２３％的铜精矿，试验取得了满意的效果。　矿产保护与利用，２００６，２（１）：３７—３９．　（下转第２３页）　维普资讯 http://www.cqvip.com

２００７年第１期　江冠男等：复杂多金属银铅锌矿渣选矿研究　２．试验中采用异步浮选，解决了部分铅、锌矿　物包体及连生体难以分离的问题，达到了充分利用　参考文献　矿渣中有价金属的目的，该流程操作得当，浮选现象　［１］王淀佐．矿物浮选和浮选剂［Ｍ］．长沙：中南工业大学出　重现性较好，可作为设计依据。　版社，１９８６．　３．由于矿渣是多年前湿法冶金残渣，样品中各　［２］吴晓清．硫化钠无捕收剂浮选德雷科伊硫化铅锌矿ＥＪ］．　金属品位分布极不均匀，矿石性质变化较大，设计时　国外选矿快报，１９９６（１１）：１Ｏ一１２．　应留有适当余地，以便于生产中根据矿石性质进行　［３］丘光枚．铅锌多金属硫化矿选矿工艺流程研究［Ｊ］．矿产　调节。　保护与利用，１９９６（１０）：１５—１７．　ＳＴＵＤＹ　ｏＮ　ＳＥＰＡＲＡＴＩＯＮ　ＯＦ　ＣＯＭＰＬＥＸ　ＰＯＬＹＭＥＴＡＬＬＩＣ　Ａｇ—Ｐｂ—Ｚｎ　ＯＲＥ　仃．Ｃｉｖｉｌ＆Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ　Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ　Ｓｃｈｏｏｌ，Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ　ｏｆ　Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｂｅｉｊｉｎｇ　１０００８３，Ｃｈｉｎａ；２．Ｂｅｉｎｇ　Ｇｅｎｅｒａｌ　Ｒｅｓｅａｒｃｈ　Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ　ｏｆ　Ｍｉｎｉｎｇ　ａｎｄ　ＡＢＳＴＲＡＣＴ　Ｓｔｕｄｙ　ｏｎ　ｆｏｌａｔ￣ｉｏｎ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｏｆ　Ａｇ—－Ｃｕ—－Ｐｂ－Ｚｎ　ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ　ｓｕｌｐｈｉｄｅ　ｏｒｅ　ｗａｓ　ｃａｒｒｉｅｄ　ｏｕｔ．Ａｕｔｈｏｒｓ　ｄｅｖｅｌｏｐｅｄ　ａ　ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ　ｆｏｌｗｓｈｅｅｔ　ｉｎｖｏｌｖｉｎｇ　ｃｏｍｂｉｎｅｄ　ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔｓ　ｏｆ　ｓｏｄｉｕｍ　ｓｕｌｉｆｔｅ　ａｓ　ｍａｊｏｒ．ｃｏｍｐｏｓｉｔｅ　ｃｏｌｌｅｃｔｏｒｓ．ｆｏｌａｔａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ　ｉｎ　ｄｉｆｅｒｅｎｔ　ｒａｔｅｓ，ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｆｌｏａｔ￣ｉｏｎ　ｆｏｒ　Ｃｕ—Ｐｂ—Ｚｎ　ｔｈｅｎ　ａｎｄ　ｆｉｎａｌｌｙ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｆｌｏａｔａｔｉｏｎ　ｆｏｒ　ｚｉｎｃ．Ｔｈｅ　ａｓｓｏｃｉａｔｅｄ　ｓｉｌｖｅｒ　Ｗａｓ　ａｌｓｏ　ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ　ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙ．Ａｃｈｉｅｖｉｎｇ　ｔｈｅ　ｇｏａｌ　ｆｏ　ｒｅｃｏｖｅｒｉｎｇ　ｔｈｅ　ａｖａｉｌａｂｌｅ　ｍｉｎｅｒａｌ　ｉｎ　ｔｈｅ　ｏｒｅ．　Ｋ　ＥＹ　ＷＯＲＤＳ＇ｃｏｍｐｌｅｘ　ｐｏｌｙｍｅｔｌａｌｉｃ　ｓｕｌｐｈｉｄｅ　ｏｒｅ；ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ；ｃｏｐｐｙ—ｌｅａｄ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ；　ｌｅａｄ—ｚｉｎｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！／　！　＼！／；＼！／　＼！　＼！／：　／；＼！／；＼！　＼！　＼！　／；　（上接第２９页）　ＴＥＣＨＮＩＣＡＬ　ｏＦ　ＰＲｏＣＥＳＳＤ　Ｇ　ＳＴＵＤＹ　ｏＮ　ＣｏＰＰＥＲ　ｏＲＥ　Ｄ　ＹＵＮＡＮ　（Ｃｉｖｉｌ＆Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ　Ｓｃｈｏｏｌ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ　ｏｆ　Ｓｃ／ｅｎｃｅ　ａｎｄ　ＡＢＳＴＲＡＣＴ　ｈＴｉｓ　ｃａｓｅ　ｒｅｓｅａｒｃｈｅｄ　ｏｎｅ　ｃｏｍｐｌｅｘ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ　ｉｎ　ｓｏｍｅｗｈｅｒｅ　ｏｆ　Ｙｕｎｎａｎ．Ｒｅｓｅａｒｃｈ　ａ　ｂｅｓｔ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ　ｌｆｏｗ　ｔｏ　ｃｏｕｎｔｅｒｐｏｉｓｅ　ｅｃｏｎｏｍｉｃ　ａｎｄ　ｔｈｅ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｇｒａｄｅ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ．Ｔｈｅ　ｒｅｓｕｌｔ　ｏｆ　ｔｈｉｓ　ｒｅｓｅａｒｃｈ　ｉｓ：ｆｏｒ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ　ｉｓ　２．７４％．ｔｈｅ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｇｒａｄｅ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ　ｉｓ　２０．３３％；ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｒｇａｄｅ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ　ｉｓ　９５．２３％；ｔａｉｌｉｎｇ　ｇｒａｄｅ　ｏｆ　ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ　ｉｓ　０．１　５％．Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｎｇ　ｔａｉｌｉｎｇ　ｉｓ　ｕｐｔｉｇｈｔ．　ＫＥＹ　ＷＯＲＤＳ：ｃｏｐｐｅｒ　ｏｒｅ；ｆｌｏｔ￣ｉｏｎ；ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ　ｒｅｓｅａｒｃｈ