某氧化铜矿氧化率高，矿泥含量大，严重影响浮选指标。氧化铜矿矿泥对浮选的不利影响是国内外很多选矿专家、学者的共同认识，也是氧化铜矿浮选的难题之一[1-3]。矿泥在一定程度上增大了氧化铜矿浮选的难度，单一浮选已较难高效回收氧化率高的复杂氧化铜矿。为了综合利用这些铜矿资源，科研工作者逐步寻找到了许多开发利用的新途径，如新药剂和新工艺进行了大量的研究，使氧化铜矿处理技术取得了不少的发展。但是许多成果因技术或经济上的原因未能投入工业生产，特别是一些浮选的药剂研究不能带来直接的经济效益[4-7]。因此，优化选别流程、研究新型浮选工艺，特别是处理含泥量高、氧化率高的氧化铜矿。联合工艺的研究，对于降低氧化铜矿石的选矿成本，提高选别指标，具有十分重要的意义。
某氧化铜矿山，前期生产矿石氧化率高，含泥量大，原矿直接浮选获得精矿1品位为31.48%、回收率为47.85%；精矿2品位为23.36%、回收率为14.60%；精矿3品位13.69%、回收率10.65%。精矿综合回收率为73.10%。采用直接单一浮选指标较差。因此试验对该含泥量大的氧化铜矿进行了大量试验研究，其中旋流器脱泥，泥砂分选的试验方案能显著提高铜选矿指标。
1 矿石性质
试验样品氧化铜矿的矿石氧化率高，为97.29%。铜矿物以孔雀石、硅孔雀石和假孔雀石为主。脉石矿物以石英、镁铝硅酸盐为主，绢云母、滑石、钾长石次之。矿石化学成分分析结果见表1，矿石矿物组成分析结果见表2，铜物相分析结果见表3。
表1 矿石化学成分分析结果
|
成分 |
Cu |
Co |
Fe |
S |
MgO |
CaO |
MnO |
SiO2 |
Al2O3 |
TiO2 |
C |
P2O5 |
K2O |
|
w/% |
4.20 |
0.041 |
2.22 |
0.038 |
7.32 |
0.10 |
0.86 |
60.64 |
9.19 |
0.55 |
0.49 |
0.36 |
2.14 |
表2 矿石主要矿物组成分析结果 /%
|
矿物 名称 |
孔雀石 |
硅孔 雀石 |
假孔 雀石 |
辉铜矿 |
含铜钴 混合物 |
褐铁 矿 |
磁/赤 铁矿 |
石英 |
镁铝硅 酸盐 |
滑石 |
钾长 石 |
绢云母 |
绿泥石 |
其 它 |
|
相对 含量 |
6.28 |
1.67 |
0.84 |
0.05 |
0.28 |
1.87 |
0.89 |
50.92 |
11.98 |
3.48 |
7.72 |
8.97 |
2.35 |
2.70 |
表3 铜物相分析结果
|
相别 |
w（Cu）/% |
分布率/% |
|
自由氧化铜 |
3.89 |
92.53 |
|
结合氧化铜 |
0.20 |
4.76 |
|
硫化铜 |
0.114 |
2.71 |
|
总铜 |
4.204 |
100 |
试验采用的旋流器型号为FX150-PU-B，入料压力0.2MPa。旋流器给料矿浆浓度29.78%，-400目含量39.76%，根据旋流器不同溢流口Do与沉砂口Ds组合，确定试验旋流器的溢流口与沉砂口直径比，以达到获得不同旋流器溢流产率（矿泥产率）的目的。旋流器稳定后分别对给矿、沉砂、溢流样品取样；对取得的样品分别进行称重，过滤，烘干，筛析，计算浓细度及脱泥产率，旋流器脱泥试验结果见表4。
表4 旋流器脱泥试验结果
|
直径比（溢流口，沉砂口直径/mm） |
沉砂产率/% |
矿泥产率/% |
|
0.60（Do=50,Ds=30） |
80.95 |
19.05 |
|
0.67（Do=45,Ds=30） |
86.91 |
13.09 |
|
0.76（Do=45,Ds=34） |
90.89 |
9.11 |
从表4可知，FX150-PU-B旋流器脱泥产率具有明显的梯度，脱泥产率分别为19.05%，13.09%和9.11%。为进一步确定旋流器脱泥效果及指标，对旋流器入料及产品物料取样，开展激光粒度全粒级分析，确定-10μm、-20μm含量，其结果见表5。
表5 旋流器各产品粒度测定结果
|
直径比 （溢流口，沉砂口直径/mm） |
溢流/% |
沉砂/% |
脱泥率/% |
|||
|
-10um |
-20um |
-10um |
-20um/ |
-10um |
-20um |
|
|
0.60（Do=50,Ds=30） |
70.26 |
90.23 |
5. 2 |
7.1 |
59.18 |
56.90 |
|
0.67（Do=45,Ds=30） |
73.78 |
92.09 |
10.5 |
17.23 |
52.47 |
49.65 |
|
0.76（Do=45,Ds=34） |
76.24 |
92.89 |
13.2 |
20.7 |
48.38 |
46.68 |
由表5可知，FX150-PU-B旋流器在沉砂口直径与溢流口直径不同的情况下获得不同的脱泥率，当溢流口直径50mm，沉砂口直径30mm时，此时沉砂口直径与溢流口直径比为0.6，旋流器获得的10μm脱泥率为59.18%，20μm的脱泥率为56.90%；当溢流口直径45mm，沉砂口直径30mm时，此时沉砂口直径与溢流口直径比为0.67，旋流器获得的10μm脱泥率为52.47%，20μm的脱泥率为49.65%；当溢流口直径45mm，沉砂口直径34mm时，此时沉砂口直径与溢流口直径比为0.76，旋流器获得的10μm脱泥率为48.38%，20μm的脱泥率为46.68%；
旋流器的沉砂口与溢流口直径比值不同时获得溢流和沉砂金属分布情况见表6。
表6 旋流器脱泥分属分配率结果 /%
|
直径比 （溢流口，沉砂口直径/mm） |
产品名称 |
产率 |
铜品位 |
铜金属分配率 |
|
0.60（Do=50,Ds=30） |
溢流 |
9.11 |
5.45 |
11.61 |
|
沉砂 |
90.89 |
4.16 |
88.39 |
|
|
原矿 |
100.0 |
4.28 |
100.0 |
|
|
0.67（Do=45,Ds=30） |
溢流 |
13.09 |
5.42 |
16.60 |
|
尾矿 |
86.91 |
4.10 |
83.40 |
|
|
合计 |
100.0 |
4.27 |
100.0 |
|
|
0.76（Do=45,Ds=34） |
溢流 |
19.05 |
5.14 |
22.87 |
|
尾矿 |
80.95 |
4.08 |
77.13 |
|
|
合计 |
100.0 |
4.28 |
100.00 |
由表6的试验结果可以得同，随着沉砂口与溢流口直径的比值加大，旋流器的溢流（矿泥）产率明显增加，但铜品位相差不大，使得溢流部分的金属分布率明显增加。
旋流器矿泥产率的增加，使得铜金铜分布率在矿泥中加大，且这部分铜品位比原矿高，仍有5%以上，不能直接排至尾矿中，为了铜矿资源的利用，这部分矿泥需要处理，以达到铜矿资源效益最大化。
3 选矿试验 3.1 原矿直接浮选试验原矿经过条件优化，直接浮选闭路试验流程见图1，试验结果见表7。
图1 浮选闭路流程
表7 原矿直接浮选试验结果 /%
|
产品名称 |
产率 |
铜品位 |
铜回收率 |
|
精矿1 |
6.35 |
31.48 |
47.85 |
|
精矿2 |
2.61 |
23.36 |
14.60 |
|
精矿3 |
3.25 |
13.69 |
10.65 |
|
综合精矿 |
12.21 |
25.01 |
73.10 |
|
尾矿 |
87.79 |
1.28 |
26.90 |
|
合计 |
100 |
4.18 |
100 |
原矿直接浮选，可获得精矿1品位为31.48%，回收率为47.85%；精矿2品位为23.36%，回收率为14.60%，精矿3品位13.69%，回收率10.65%。综合精矿产率12.21%、品位25.01%、回收率73.10%。
3.2 泥矿分选 3.2.1 矿泥浮选
矿泥浮选试验采用两次粗选流程，药剂经过筛选优化后，得到的不同脱泥产率的矿泥浮选试验结果见表8。
表8 矿泥浮选试验结果 /%
|
脱泥产率 |
产品名称 |
产率 |
铜品位 |
铜回收率 |
|
9.11 |
氧精1 |
1.76 |
9.34 |
3.04 |
|
氧精2 |
2.11 |
9.71 |
3.80 |
|
|
尾矿 |
96.13 |
5.23 |
93.16 |
|
|
合计 |
100.00 |
5.40 |
100.00 |
|
|
13.09 |
氧精1 |
2.00 |
9.61 |
3.57 |
|
氧精2 |
2.53 |
10.01 |
4.71 |
|
|
尾矿 |
95.48 |
5.16 |
91.72 |
|
|
合计 |
100.00 |
5.37 |
100.00 |
|
|
19.05 |
氧精1 |
1.54 |
8.15 |
2.31 |
|
氧精2 |
1.65 |
8.94 |
2.73 |
|
|
尾矿 |
96.81 |
5.32 |
94.96 |
|
|
合计 |
100.00 |
5.42 |
100.00 |
由表8可知，旋流器脱泥后，矿泥单独浮选效果差，铜基本损失在尾矿中。
3.2.2 矿泥重选由于含泥量大，矿泥直接浮选，浮选效果差，采用螺旋溜槽重选，对不同脱泥产率的旋流器溢流进行重选试验，可获得合格的铜精矿产品，结果见表9。
表9 矿泥溜槽重选试验结果 /%
|
脱泥产率 |
产品名称 |
产率 |
铜品位 |
铜回收率 |
|
9.11 |
溜槽精矿 |
17.44 |
13.17 |
42.01 |
|
溜槽尾矿 |
82.56 |
3.84 |
57.99 |
|
|
矿泥 |
100.00 |
5.47 |
100.00 |
|
|
13.09 |
溜槽精矿 |
16.53 |
14.50 |
43.05 |
|
溜槽尾矿 |
82.56 |
3.84 |
56.95 |
|
|
矿泥 |
100.00 |
5.57 |
100.00 |
|
|
19.05 |
溜槽精矿 |
17.10 |
14.61 |
44.07 |
|
溜槽尾矿 |
82.56 |
3.84 |
55.93 |
|
|
矿泥 |
100.00 |
5.67 |
100.00 |
由表9可知，经过螺旋溜槽可获得品位13.17%~14.61%、回收率42.01%~44.07%的精矿。
3.3 矿砂浮选试验旋流器沉砂浮选闭路流程如图2的浮选部分，试验结果见表10。
表10 沉砂浮选试验结果 /%
|
脱泥产率 |
产品名称 |
产率 |
铜品位 |
铜回收率 |
||
|
9.11 |
氧精1 |
6.5 |
40.04 |
62.07 |
||
|
氧精2 |
2.44 |
16.94 |
9.86 |
|||
|
氧精3 |
2.65 |
13.4 |
8.47 |
|||
|
尾矿 |
88.41 |
0.93 |
19.61 |
|||
|
合计 |
100.0 |
4.19 |
100.0 |
|||
|
13.09 |
氧精1 |
7.74 |
36.85 |
68.52 |
||
|
氧精2 |
2.48 |
17.93 |
10.68 |
|||
|
氧精3 |
1.3 |
12.15 |
3.79 |
|||
|
尾矿 |
88.48 |
0.8 |
17.0 |
|||
|
合计 |
100.0 |
4.16 |
100.0 |
|||
|
19.05 |
氧精1 |
7.67 |
40.66 |
75.62 |
||
|
氧精2 |
1.57 |
25.3 |
9.63 |
|||
|
氧精3 |
1.14 |
10.7 |
2.90 |
|||
|
尾矿 |
89.62 |
0.63 |
14.75 |
|||
|
合计 |
100.0 |
4.20 |
100.0 |
|||
由表10得知，沉砂浮选由于矿泥已经部分脱除，精矿1的品位明显提高，从不脱泥的31.48%提高到40%左右。并随着脱泥产率的增加，沉砂浮选作业回收率提高显著。同时药剂用量明显降低，快浮作业硫化钠用量由2500g/t降到1600g/t，黄药由200g/t降到160g/t。同时后续粗选、扫选作业的药剂均有降低。
3.4 全流程试验由矿泥单独重选试验结果可知，采用螺旋溜槽重选后，可回收品位13.17%、回收率4.86%的精矿产品。因此全流程采用原矿旋流器脱泥—矿泥重选—沉砂浮选的联合工艺。由于随着脱泥产率的增加，矿泥中铜的损失也在增加，脱泥后沉砂的浮选，效果都较好，全流程试验选择矿泥脱除主率为9.11%，试验流见图2，试验结果见表11。
表11 全流程试验结果
|
产品名称 |
产率 |
铜品位 |
铜回收率 |
|
溜槽精矿 |
1.59 |
13.17 |
4.86 |
|
精矿1 |
5.91 |
40.04 |
54.91 |
|
精矿2 |
2.22 |
16.94 |
8.73 |
|
精矿3 |
2.40 |
13.4 |
7.46 |
|
综合精矿 |
12.12 |
27.01 |
75.96 |
|
溜槽尾矿 |
7.52 |
3.84 |
6.70 |
|
浮选尾矿 |
80.36 |
0.93 |
17.34 |
|
原矿 |
100.0 |
4.31 |
100.0 |
由表11试验结果可得出，采用联合工艺可获得产率12.12%、品位27.01%、回收率75.96%的综合铜精矿。
图2 全流程闭路流程
3.5 对比分析原矿直接浮选时，由于矿泥含量大，浮选闭路可获得产率12.21%、品位25.01%、回收率73.10%的铜精矿。原矿采用泥砂分选，矿泥重选、沉砂浮选的工艺流程可获得产率12.12%、品位27.01%、回收率75.96%的综合铜精矿。
两种工艺对比，品位增加了2.00%，回收率增加了2.86%。
4 结 论1)难选氧化铜矿氧化率达到97.29%，品位为4.20%，铜矿物以孔雀石、硅孔雀石和假孔雀石为主，含泥量大。
2)原矿直接浮选时回收率低，综合精矿品位为25.01%，回收率为73.10%。采用脱泥后泥砂分选，矿泥螺旋流槽重选，矿砂浮选，可获得产率12.12%、品位27.01%、回收率75.96%的综合铜精矿。比直接浮选品位增加了2.00%，回收率增加了2.86。
3）旋流器脱泥后，沉砂浮选药剂用量明显降低。
作者：龙翼 阙朝阳 孙忠梅 张兴勋等（紫金矿业集团股份有限公司等）本文发表于《现代矿业》2018年第7期
