低品位铜矿选矿工艺研究.docVIP

一、矿石性质 某矿为含砷、硫铜矿床，矿石类型为次生富集硫化铜矿。金属矿物含量占5.9%，主要有用金属矿物为黄铁矿、蓝辉铜矿－辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿－块硫砷铜矿以及少量至微量的硫铁锡铜矿、（砷）黝铜矿、黄铜矿、斑铜矿、蓝铜矿等。铜矿物中蓝辉铜矿占矿物总量的0.8%，硫砷铜矿及铜蓝占0.2%。黄铁矿是主要的硫矿物，占4.9%。脉石矿物主要是石英，含量占53.8%，其次有35.2%的明矾石和地开石，以及11%的黏土矿物等。原矿多元素化学分析结果见表1。 表1? 原矿多元素化学分析结果 组分 Au／10－6 Cu CaO MgO Ag／10－6 As S SiO2 Al2O3 Tfe 质量分数 0.16 0.58 ＜0.01 0.01 1.64 0.03 6.58 63.64 10.9 4.22 由表1可见，矿石中主要有价组分为铜、硫及伴生有益组分金、银、铅、锌、锡等，有害元素为砷。砷主要赋存在硫砷铜矿中。除铜、硫外其余几种元素含量均未达到可供综合评价的含量标准。原矿含铜0.58%，属低品位铜矿。伴生的少量金可富集于铜精矿中，不必单独回收。 矿石中矿物以粗粒嵌布为主，其中主要铜矿物的工艺粒度＋0.074mm达85%以上。黄铁矿粒径0.01～0.60mm，以0.08～0.40mm居多，破碎至－2mm时75%左右的黄铁矿已单体解离。原矿磨至细度－74m含量占60%～70%时，各种金属矿物的单体解离度均在85%以上；但有部分铜矿物分布于黄铁矿粒间、裂隙中与黄铁矿包含或连生，或呈星散状分布在脉石矿物间，与脉石矿物连生。这部分铜硫矿物关系复杂，粗磨条件下难以单体解离，造成分离困难，因此考虑适当细磨或混合精矿再磨后分离。 铜的物相分析结果见表2。 表2? 原矿中铜化学物相分析结果 硫化铜 氧化铜 总计 原生 次生 自由铜 结合铜 硫化铜 氧化铜 含量 占全铜 含量 占全铜 含量 占全铜 含量 占全铜 占全铜 占全铜 0.02 3.5 1.41 70.69 0.11 18.97 0.04 6.84 74.19 25.81 二、选别工艺流程的确定 硫化铜作为铜的主要矿物，浮选是其主要的选矿方法。根据矿石性质，本试验研究的主要目的是选铜，在铜精矿中伴生回收金，经济可行时综合回收硫。其余有用组分的回收暂不考虑。由于原矿中的主要铜矿物为蓝辉铜矿，可浮性很好，且嵌布粒度较粗，因此，通过探索试验结合矿石工艺矿物学研究结果，确定采用一段粗磨后闪速浮选部分铜、铜硫混选后再磨分选工艺，在铜矿物基本达到单体解离条件下，闪速浮出高品位易选铜矿物，减少铜矿物在中矿循环中造成的损失；剩余较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选，经再磨使铜硫充分解离后再分选。 三、选矿试验 （一）一段粗磨丢尾 矿石中金属矿物嵌布粒度较粗，易于单体解离不同磨矿细度的试验结果见表3，试验流程参见图l。结果表明，磨矿粒度在－74μm含量占50%～87%之间变化时，尾矿中铜的损失率都较低，且变化不大；当原矿磨至－74μm含量占51%时，尾矿中铜的品位为0.024%，损失率只占2.66%，完全可以作为合格尾矿丢弃。因此，一段磨矿采用粗磨（细度－74μm含量占5l%）即可抛除尾矿。 表3? 磨矿细度试验结果 磨矿细度／－74μm 产品名称 产率 铜品位 铜回收率 42 铜粗精矿 19.72 2.8 95.2 尾矿 80.28 0.035 4.8 51 铜粗精矿 19.59 2.99 97.33 尾矿 80.41 0.024 2.66 62 铜粗精矿 18.72 3.23 96.87 尾矿 81.28 0.024 3.12 70.8 铜粗精矿 15.4 3.64 97.36 尾矿 84.6 0.018 2.64 87 铜粗精矿 16.09 3.39 97.01 尾矿 83.91 0.020 2.99 图1? 铜粗选条件试验流程 （2）闪速浮出易浮高品位铜矿物 矿石中蓝辉铜矿为主要含铜矿物，占总铜含量的70%以上，此外还含有部分含砷铜矿物。一般来说，蓝辉铜矿与硫砷铜矿可浮性好，易上浮，这部分可浮性较好的矿物只需添加少量选择性强的捕收剂，在极短浮选时间内即可选出高质量的一步铜精矿。闪速浮选方案与常规选铜方案相比（见表4），所获铜精矿铜回收率相近，但铜品位较高。 表4 ?闪速浮选方案与常规选铜方案指标对比 方案名称 产品名称 产率 铜品位 铜回收率 闪速浮选铜 铜精矿 1.82 31.17 93.53 常规浮选铜 铜精矿 2.35 23.87 93.64 （三）浮选工艺条件 1、粗选适宜的pH值 原矿中含有大量黄铁矿，因此采用石灰作为矿浆pH值调整剂，同时在磨矿过程中添加石灰还可以较好地抑制黄铁矿。石灰用量的多少对浮铜指标有较大影响，不同石灰添加量对浮铜粗选试验的影响如图2所示，试验流程参见图l。随石灰添加量的