提高銅礦石及伴生金礦回收率的選礦方法研究

黃銅礦是重要的銅礦無，由于黃銅礦常與黃鐵礦伴生，因此提高銅硫分離的效果是硫化銅浮選中重要的技術課題。為此，我們紅星銅礦選設備廠家通過不斷研究分析，優化選礦工藝參數，在提高選銅回收率的同時，使伴生金礦回收率得到較大提高。

礦物組成

某銅礦選礦廠的礦物主要由黃鐵礦、黃銅礦、硫砷銅礦、砷黝銅礦、少數黝銅礦和閃鋅礦組成，脈石主要為石英和絹云母，黃銅礦是原礦中主要的銅礦物。

主要礦物嵌布特性

1)黃銅礦。黃銅礦呈不規則粒狀、網脈狀、脈狀。常見黃銅礦被交代黃鐵礦和充填于黃鐵礦和脈石中。黃銅礦被黝銅礦、砷黝銅礦交代充填現象十分普遍，兩者嵌布關系十分密切。

2)金礦物。粗顆粒自然金呈不規則樹枝狀，細顆粒金呈渾圓粒狀、不規則粒狀、細脈狀。顆粒較細，一般在0.004～0。074mm之間。金礦物主要載體為黃銅礦和黝銅礦。在散粒狀黃鐵礦集合體顆粒中見有粒間金。

3)含砷的銅礦物。含砷的銅礦物，砷黝銅礦和黃銅礦的嵌布關系更為密切，含砷銅礦物充填交代黃鐵礦現象十分普遍。

4)銀礦物及含銀礦物。粒度較細，一般在20μm。銀的主要載體為黃銅礦和黝銅礦。

5)黃鐵礦。黃鐵礦被黃銅礦、含砷銅礦物充填交代，呈碎屑狀、不規則粒狀、渾圓狀，部分網脈狀和細脈狀的黃鐵礦與含砷銅礦物充填于碎裂黃鐵礦的裂隙中，因嵌布粒度細小，難以單體解離。

6)脈石礦物。原礦中的脈石礦物集合體顆粒較粗，易于單體解離。

選礦流程介紹

該廠銅系統處理量為6500t/d，針對該礦石中銅硫嵌布粒度較細，結合緊密，伴生金呈超細粒級分布于黃銅礦和黃鐵礦之間，而有用礦物和脈石嵌布粒度較粗，對此類礦石一般采用“銅硫混浮－混合精礦再磨在分離”的工藝流程。一段磨礦采用SABC流程，原礦經采礦場粗碎至粒度≦350mm，給入一臺Φ7000mm×3500mm型半自磨，半自磨排礦經圓筒篩分級后，≥20mm部分進入1臺GP100圓錐破碎后返回半自磨，篩下部分和球磨排礦合并進入Φ660mm旋流器組進行分級，旋流器沉砂進入一臺Φ4800mm×7000mm溢流型球磨機進行磨礦，≤74μm含量65%的旋流器溢流進入一段銅硫混合浮選作業，銅硫混合浮選作業的粗精礦進入Φ350mm旋流器組進行分級，沉砂進入1臺VTM－800－WB立磨機進行二段磨礦，≤45μm含量85%的旋流器溢流進入二段銅硫分離作業，產出銅精礦和硫精礦。該廠銅系統選礦流程圖如圖1。

改進措施

磨礦細度改進

適當的磨礦細度對于礦石中有用礦物的充分解離和降低成本至關重要。磨礦細度是否合適直接影響到選別指標的好壞，更佳的磨礦細度不僅要保證目的礦物單體解離，而且無過粉碎現象。為了了解磨礦細度對一段銅硫混選作業選銅回收率的影響，對一段浮選作業原礦及尾礦進行了篩析化驗。試驗機結果可以看出，≥178μm及≤38μm粒級部分尾礦損失率較高，如能減少以上2部分粒級的含量，將可適當提高一段混選作業選銅回收率。

球磨機：http://www.wadah.cn/19.html

磨礦作業的效果和磨機的磨礦效果和分級作業的分級效率都有密切的關系，該廠投產時半自磨添加鋼球為Φ125mm鍛球，球磨為Φ80mm鋼球，半自磨鋼球充填率8．5%左右，球磨鋼球充填率30%左右，一段旋流器沉砂嘴直徑使用范圍為120～135mm，半自磨運行功率大部分在1500kW/h，為半自磨安裝2500kW/h的60%，為了平衡磨礦負荷，優化磨礦產品粒級分布，該廠將半自磨補加鋼球直徑由Φ125mm降為Φ100mm，將球磨補加球由Φ80mm一種改為Φ70mm∶50mm2種直徑鋼球2∶1添加，并將旋流器沉砂嘴直徑嚴格控制在120～130mm范圍。

通過對磨礦作業補加球直徑和沉砂嘴直徑的調整，一段磨礦作業產品中≤74μm含量增加了2．61%，而難浮粒級≥178μm及≤38μm的含量減少了2．05%，有利于提高一段銅回收率。

石灰用量改進

工業上，黃鐵礦的常用抑制劑為石灰，因為其來源廣、價格低而被廣泛應用。但過高的石灰用量也會對硫化銅礦物和金產生抑制作用，為了了解石灰對選銅回收率和銅精礦品位的影響，在實驗室進行了銅分離粗選實驗。由于(異丙)乙硫胺脂——Z200對黃銅礦浮選有良好的選擇性，對黃鐵礦捕收能力比黃藥的能力差，在銅硫分離作業選用Z200作為捕收劑。試驗在Z200用量125g/t，石灰用量為變量的情況下進行。

試驗結果可以看出，在二段粗選石灰用量從不斷增加的情況下，作業回收率逐步降低，精礦品位逐步提高，為了給精選作業提高精礦品位創造條件，確定分離粗選石灰用量2．0kg/t。

浮選機液位改進

為提高銅精礦品位，對浮選機液位和精礦品位的關系進行了現場調試，調試在現場其余工作不變的情況下進行，每2h調整1次液位，精礦品位和尾礦品位以現場熒光檢測數據為準。

浮選機：http://www.wadah.cn/26.html

從浮選機液位調整結果可以看出，隨著泡沫層厚度的不斷增加，銅精礦質量不斷提高，但浮選尾礦品位幾乎變化不大，但在泡沫層厚度達到1350mm時，分離尾礦開始變高。通過浮選機調整試驗，將浮選機液位調整范圍規定在600～300mm之間，操作人員可根據原礦品位的高低進行適當調整。

通過一系列改進，銅系統選礦指標得到了提升，同時由于銅回收率的提升，選金回收率也由改進前的42%提升到改進后的46%。

改進效果

1)通過在選別過程中采用MA－1和MOS聯合捕收劑代替黃藥，對半自磨和球磨鋼球添加制度的改進，一段選銅回收率得到了顯著的提高。

2)二段磨礦采用立磨機代替傳統型球磨機，有效的提高了磨礦細度，為銅、金礦物的浮選創造了條件。

3)通過降低石灰用量，改進浮選柱的液位調整參數，改善了二段銅硫的分選效果，提高了銅和金的選礦回收率。