提高铜矿石及伴生金矿回收率的选矿方法研究

黄铜矿是重要的铜矿无，由于黄铜矿常与黄铁矿伴生，因此提高铜硫分离的效果是硫化铜浮选中重要的技术课题。为此，我们红星铜矿选设备厂家通过不断研究分析，优化选矿工艺参数，在提高选铜回收率的同时，使伴生金矿回收率得到较大提高。

矿物组成

某铜矿选矿厂的矿物主要由黄铁矿、黄铜矿、硫砷铜矿、砷黝铜矿、少数黝铜矿和闪锌矿组成，脉石主要为石英和绢云母，黄铜矿是原矿中主要的铜矿物。

主要矿物嵌布特性

1)黄铜矿。黄铜矿呈不规则粒状、网脉状、脉状。常见黄铜矿被交代黄铁矿和充填于黄铁矿和脉石中。黄铜矿被黝铜矿、砷黝铜矿交代充填现象十分普遍，两者嵌布关系十分密切。

2)金矿物。粗颗粒自然金呈不规则树枝状，细颗粒金呈浑圆粒状、不规则粒状、细脉状。颗粒较细，一般在0.004～0。074mm之间。金矿物主要载体为黄铜矿和黝铜矿。在散粒状黄铁矿集合体颗粒中见有粒间金。

3)含砷的铜矿物。含砷的铜矿物，砷黝铜矿和黄铜矿的嵌布关系更为密切，含砷铜矿物充填交代黄铁矿现象十分普遍。

4)银矿物及含银矿物。粒度较细，一般在20μm。银的主要载体为黄铜矿和黝铜矿。

5)黄铁矿。黄铁矿被黄铜矿、含砷铜矿物充填交代，呈碎屑状、不规则粒状、浑圆状，部分网脉状和细脉状的黄铁矿与含砷铜矿物充填于碎裂黄铁矿的裂隙中，因嵌布粒度细小，难以单体解离。

6)脉石矿物。原矿中的脉石矿物集合体颗粒较粗，易于单体解离。

选矿流程介绍

该厂铜系统处理量为6500t/d，针对该矿石中铜硫嵌布粒度较细，结合紧密，伴生金呈超细粒级分布于黄铜矿和黄铁矿之间，而有用矿物和脉石嵌布粒度较粗，对此类矿石一般采用“铜硫混浮－混合精矿再磨在分离”的工艺流程。一段磨矿采用SABC流程，原矿经采矿场粗碎至粒度≦350mm，给入一台Φ7000mm×3500mm型半自磨，半自磨排矿经圆筒筛分级后，≥20mm部分进入1台GP100圆锥破碎后返回半自磨，筛下部分和球磨排矿合并进入Φ660mm旋流器组进行分级，旋流器沉砂进入一台Φ4800mm×7000mm溢流型球磨机进行磨矿，≤74μm含量65%的旋流器溢流进入一段铜硫混合浮选作业，铜硫混合浮选作业的粗精矿进入Φ350mm旋流器组进行分级，沉砂进入1台VTM－800－WB立磨机进行二段磨矿，≤45μm含量85%的旋流器溢流进入二段铜硫分离作业，产出铜精矿和硫精矿。该厂铜系统选矿流程图如图1。

改进措施

磨矿细度改进

适当的磨矿细度对于矿石中有用矿物的充分解离和降低成本至关重要。磨矿细度是否合适直接影响到选别指标的好坏，更佳的磨矿细度不仅要保证目的矿物单体解离，而且无过粉碎现象。为了了解磨矿细度对一段铜硫混选作业选铜回收率的影响，对一段浮选作业原矿及尾矿进行了筛析化验。试验机结果可以看出，≥178μm及≤38μm粒级部分尾矿损失率较高，如能减少以上2部分粒级的含量，将可适当提高一段混选作业选铜回收率。

球磨机：https://www.hxjq.cn/19.html

磨矿作业的效果和磨机的磨矿效果和分级作业的分级效率都有密切的关系，该厂投产时半自磨添加钢球为Φ125mm锻球，球磨为Φ80mm钢球，半自磨钢球充填率8．5%左右，球磨钢球充填率30%左右，一段旋流器沉砂嘴直径使用范围为120～135mm，半自磨运行功率大部分在1500kW/h，为半自磨安装2500kW/h的60%，为了平衡磨矿负荷，优化磨矿产品粒级分布，该厂将半自磨补加钢球直径由Φ125mm降为Φ100mm，将球磨补加球由Φ80mm一种改为Φ70mm∶50mm2种直径钢球2∶1添加，并将旋流器沉砂嘴直径严格控制在120～130mm范围。

通过对磨矿作业补加球直径和沉砂嘴直径的调整，一段磨矿作业产品中≤74μm含量增加了2．61%，而难浮粒级≥178μm及≤38μm的含量减少了2．05%，有利于提高一段铜回收率。

石灰用量改进

工业上，黄铁矿的常用抑制剂为石灰，因为其来源广、价格低而被广泛应用。但过高的石灰用量也会对硫化铜矿物和金产生抑制作用，为了了解石灰对选铜回收率和铜精矿品位的影响，在实验室进行了铜分离粗选实验。由于(异丙)乙硫胺脂——Z200对黄铜矿浮选有良好的选择性，对黄铁矿捕收能力比黄药的能力差，在铜硫分离作业选用Z200作为捕收剂。试验在Z200用量125g/t，石灰用量为变量的情况下进行。

试验结果可以看出，在二段粗选石灰用量从不断增加的情况下，作业回收率逐步降低，精矿品位逐步提高，为了给精选作业提高精矿品位创造条件，确定分离粗选石灰用量2．0kg/t。

浮选机液位改进

为提高铜精矿品位，对浮选机液位和精矿品位的关系进行了现场调试，调试在现场其余工作不变的情况下进行，每2h调整1次液位，精矿品位和尾矿品位以现场荧光检测数据为准。

浮选机：https://www.hxjq.cn/26.html

从浮选机液位调整结果可以看出，随着泡沫层厚度的不断增加，铜精矿质量不断提高，但浮选尾矿品位几乎变化不大，但在泡沫层厚度达到1350mm时，分离尾矿开始变高。通过浮选机调整试验，将浮选机液位调整范围规定在600～300mm之间，操作人员可根据原矿品位的高低进行适当调整。

通过一系列改进，铜系统选矿指标得到了提升，同时由于铜回收率的提升，选金回收率也由改进前的42%提升到改进后的46%。

改进效果

1)通过在选别过程中采用MA－1和MOS联合捕收剂代替黄药，对半自磨和球磨钢球添加制度的改进，一段选铜回收率得到了显著的提高。

2)二段磨矿采用立磨机代替传统型球磨机，有效的提高了磨矿细度，为铜、金矿物的浮选创造了条件。

3)通过降低石灰用量，改进浮选柱的液位调整参数，改善了二段铜硫的分选效果，提高了铜和金的选矿回收率。