西藏某铜矿微细粒嵌布铜硫矿石浮选工艺研究

834 编辑：中冶有色技术网来源：西北有色地质研究院

2023-02-28 11:50:54

西藏某铜矿是我国大型铜矿床之一，此次矿样为氧硫混和铜硫铜矿石，主要是含砷铜的氧化物;次生硫化铜矿主要是铜蓝-辉铜矿及少量斑铜矿;其余硫化矿物主要是黄铁矿。

2012年我院受托对西藏某氧硫混和铜硫矿石进行全面系统的试验研究，本文通过对该矿石工艺矿物学特征分析和选矿试验研究，制定的“阶段磨矿铜硫混合浮选-铜硫两步分离-Ma抑硫浮选工艺回收铜和硫很有效。

1 矿石性质

1.1 矿石主要化学成分分析及物相分析

原矿多元素分析结果见表1，铜物相分析结果见表2。

表1 原矿部分元素分析结果

注：带“*”号者单位为10-6。下同

表2 铜物相分析结果

1.2 矿物组成

矿石中金属矿物主要为黄铁矿，其次是赤、褐铁矿、铜蓝-辉铜矿、黄铜矿、斑铜矿及少量含砷铜的氧化物和含铜辉铋矿。非金属矿物主要是石英和粘土矿物(高岭石、伊利石)。

1.3 铜硫矿物嵌布特征

该矿石中铜蓝-辉铜矿多呈浸染状-星点状分布于矿石中，这部分铜蓝-辉铜矿多以细粒集合体的形式出现，(单体粒径<0.01-0.05mm，集合体的粒径可由0.01-0.35mm)，铜蓝—辉铜矿与黄铁矿的连生在矿石中表现为黄铁矿分布于铜蓝-辉铜矿集合体中，此外铜蓝-辉铜矿还包裹于褐铁矿中;黄铜矿粒度较细，“-0.04+0.02mm”和“-0.02+0.01mm”分别占15.65%和6.57%，在矿石中与非金属矿物、黄铁矿以及铜的其它矿物关系密切，黄铁矿包裹-半包裹黄铜矿，被包裹的的黄铜矿粒度可由0.01-0.3mm，其中细粒者者要完全解离，则需要较细的磨矿细度，

2 选矿工艺研究

2.1 可浮性试验

在磨矿细度为-200目占65%时，硫化铜粗选(粗选三次)用Z-200和丁黄药作捕收剂、扫选(扫选三次)用石灰作调整剂、用Z-200和丁黄药作捕收剂，氧化铜粗选采用硫化钠作活化剂、用丁黄药作捕收剂进行了矿物可浮性试验，试验结果见表3。

表3 可浮性试验结果

从表3试验结果可知，(1)浮选3分钟，铜回收率为44.95%，而硫回收率39.53%，说明铜矿物与黄铁矿在初始阶段可浮性接近;(2)随着浮选时间的延长，黄铁矿的浮游速度超过了铜矿物，部分硫化铜矿物可浮性差于黄铁矿，据推测可能是次生硫化铜矿物在矿床中或磨矿过程中产生的铜离子对黄铁矿有活化作用使其可浮性增高;(3)氧化铜粗精矿含铜、硫均较高，说明硫化后不仅氧化铜矿物富集，而且使一小部分难浮的硫化铜矿物也上浮到氧化铜粗精矿里。

2.2铜硫混合浮选-铜硫分离-混浮尾矿选氧化铜工艺

2.2.1试验流程及结果

经过对混合浮选磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类及用量，铜硫分离再磨细度、石灰用量，混浮尾矿浮选氧化铜硫化钠用量、捕收剂用量等条件试验研究结果的优化，所得铜硫混合浮选-铜硫分离-混浮尾矿选氧化铜工艺流程见图1，试验结果列表4。

表4 全流程闭路试验结果

铜硫混合浮选-铜硫分离-混浮尾矿选氧化铜工艺取得硫化铜精矿铜品位17.58%、回收率55.38%，氧化铜精矿铜品位11.04%、回收率17.85%，总铜精矿品位为15.36%，铜总回收率73.23%。该流程铜回收率>75%，而铜精矿品位未达到要求的20%以上的要求。

2.2.2几个问题讨论

2.2.2.1工艺流程

铜硫混合浮选-铜硫分离-混浮尾矿选氧化铜工艺中，硫化铜和氧化铜依次分选，虽与其可浮性相符合，但存在的问题是工艺流程冗长、氧化矿部分浮选矿浆浓度过低、药剂消耗较大，要回收的铜矿物含量较少，经济上可能不划算。

2.2.2.2铜硫分离

由于次生铜的存在，浮选矿浆中铜离子活化了黄铁矿，致使铜硫分离变得十分困难，在铜硫分离时活性炭脱药后即使石灰加入15Kg/t、pH达13~14时，还存在黄铁矿较难抑制、铜硫分离作业不稳定，结果造成铜精矿品位忽高忽低等问题。

2.2.2.3中矿返回

由于铜硫混合浮选精选尾矿含泥量较大，试验过程中发现如将其顺序返回到粗选作业，则粗选泡沫发脆，铜硫上浮量减少，上浮速度变慢，即使增加Z-200及二号油用量也效果不大，因此中矿返回地点值得商榷。

2.2.2.4矿石氧化

试验过程中发现，随着试验工作的推进，所得铜试验结果反而不如开始阶段，经分析认为可能是矿石性质发生一定变化，铜蓝等次生铜矿物短时期内在空气中易氧化所致，随后对破碎到-2mm放置三个月的原矿进行了铜物相分析，结果自由氧化铜含量为0.58%、占有率30.18%，与原矿自由氧化铜含量0.45%、占有率23.41%相比，铜氧化率确实提高了6.77%。

2.3铜(硫化、氧化)硫全混合浮选-铜硫分离浮选工艺

为了解决上述工艺流程冗长、铜硫分离困难等问题，对铜(硫化、氧化)硫全混合浮选-铜硫分离浮选工艺进行了研究，特别是对铜硫分离流程及分离药剂进行了深入研究。

2.3.1铜(硫化、氧化)硫全混合浮选粗选药剂种类、用量对比试验

欲提高铜回收率，首先必须调整药剂制度，将硫化钠提前加入到混合粗选以创造使硫化铜氧化铜黄铁矿全部上浮的氛围。

全混合浮选粗选药剂种类、用量对比试验结果表明：大用量石灰+硫化钠+ Z-200+丁黄药组合(铜硫混合精矿含铜2.58%、铜回收率65.70%)明显优于低用量石灰+硫化钠+Z-200+丁黄药+2#油组合(铜硫混合精矿含铜3.01%、铜回收率83.96%)，铜硫混合精矿不仅含铜较高，而且铜回收率也明显提高。

2.3.2铜硫两步分离流程

对于玉龙铜矿Ⅱ矿体微细粒嵌布铜硫矿石而言，在再磨细度-325目占71%时铜硫基本单体解离时，对已经上浮的铜矿物和受次生铜离子活化的黄铁矿而言，铜硫分离流程最为关键，它是能否得到品位合格、回收率较高的保证。

探讨试验及条件试验时发现，黄铜矿和经硫化钠活化的氧化铜矿物、微氧化的铜蓝-辉铜矿及一部分受次生铜离子活化的黄铁矿可浮性较好，而另一部分黄铁矿和少量铜矿物可浮性相对较差，容易造成铜硫一次分离时或者铜硫分离不好时铜精矿品位低，或者为了保证铜产品质量而使铜回收率受影响，很难达到两全其美。分析原因，主要是铜硫分离时强压强拉所致。

因此认为顺应铜硫矿物可浮性质，使那一部分可浮性较差的黄铁矿首先抛弃，得硫精矿1;而使黄铜矿和经硫化钠活化的氧化铜矿物、微氧化的铜蓝-辉铜矿及一部分受次生铜离子活化的黄铁矿浮出后再进行二次抑制硫铁矿，铜硫分离效果较为明显。

2.3.3铜硫分离药剂制度

铜硫分离流程确定后，铜硫分离药剂制度就显得十分重要，探讨试验表明:石灰配合N-I及Ma作黄铁矿抑制剂，Z-200作铜矿物捕收剂铜硫分离效果较好。N-I电离离子是黄铁矿等硫化矿物抑制剂的有效成分，配合Ma自身的含氧官能团，与Fe2+ 、Fe3+形成金属螯合物，不仅铜硫分离效果显著，而且浮选操作稳定。

2.3.4铜硫两步分离闭路试验

为了提高铜回收率，即最大限度的降低尾矿中铜的损失，以粗选药剂种类、用量对比试验为依据，粗选将石灰用量增加到7500g/t，使用Z-200和丁黄药作硫矿铜矿物的捕收剂，不加2号油，进行铜硫两步分离-Ma抑制硫浮选硫化铜闭路试验，试验流程如图2，结果列表5。

表5 铜硫分离两步分离闭路试验结果