1、第 39 卷第 3 期2023 年 6 月湖南有色金属HUNAN NONFEOUS METALS作者简介:岁有科(1985)，男，工程师，主要从事选矿技术管理及研究工作。某采场剥离废石中铜的预富集 浮选试验研究岁有科，魏志聪(云南思茅山水铜业有限公司，云南 普洱665000)摘要:针对国内某矿山采场剥离废石中有色金属的回收进行了高效预富集技术研究。工艺矿物学研究表明，剥离废石中不同目的矿物的共生关系整体较为简单。试验结果表明，将含铜 0.25%左右的剥离废石分成多个粒级，通过磁选、光电选设备与不同工艺流程相结合，探究剥离废石中有色金属的富集情况。关键词:预富集;磁选;光电选中图分类号:TD92
2、5文献标识码:A文章编号:1003 5540(2023)03 0027 04国内某采场在采矿过程中剥离产生了大量低贫多金属矿，资源量约为1 003 万 t，其中铜品位0.2%0.29%，平均铜品位 0.25%，有 649 万 t;铜品位0.1%0.2%，平均铜品位 0.15%，有 354 万 t;金平均品位 0.15 g/t;硫铁平均品位 5%8%;含铜金属量约 20 000 t;含金金属量约 1.5 t，直接入选原矿品位较低，选矿成本较高，不具备工业价值，该矿山为了实现矿山废石资源化综合利用，提高入选原矿品位，增加矿山经济效益，减少矿山固体废弃物污染，践行绿色发展，特此对剥离废石进行了剥离废
3、石预富集浮选试验研究。1矿石性质1.1取样产品取样产品有原矿、粉矿、入选原矿、精矿、尾矿共五个。其中原矿为圆锥破碎机破碎后样品，铜品位为 0.2%左右;粉矿为双层振动分料筛筛下产物，规格为 10 mm，为后续预富集处理的 1#矿样;入选原矿为进入分选机的矿石，铜品位为 0.25%左右，规格为+10 60 mm;精矿为分选机产出的高品位矿石，铜品位大于0.4%，为后续预富集处理的 2#矿样;尾矿为分选机产出的低品位废石，铜品位小于 0.1%。将磁精矿产品与2#矿样按照11比例混合，得到3#矿样。1.2原矿化学多元素分析及矿物组成原矿化学多元素分析结果见表 1 和表 2。表 11#矿样多元素分析%
4、元素CuPbZnFeAsS含量0.250.0140.0106.130.1115.38元素AuAgCaOMgOSiO2Al2O3含量0.1685.051.251.8546.486.17注:Au、Ag 含量单位为 g/t。表 22#矿样多元素分析%元素CuPbZnFeAsS含量0.4190.0180.0218.850.119.62元素AuAgCaOMgOSiO2Al2O3含量0.1576.271.251.5032.383.68注:Au、Ag 含量单位为 g/t。由表 1、表 2 可见，矿石中有价组分为铜和硫及伴生有益组分金、银、锌等。该剥离废石的铜矿物主要为黄铜矿，少量的其它铜矿物;其它主要金属矿
5、物为黄铁矿，少量的方铅矿、闪锌矿，脉石矿物主要与石英、方解石为主;长石、长英质、绢云母、绿泥石、磷灰石次之。矿石以自形粒状结构为主，呈细脉浸染状和星点状构造。2工艺流程的确定该矿石主要的目的矿物为黄铜矿、黄铁矿等硫化矿物。根据矿石特性研究可知，黄铜矿比磁化系数为 67.53 106cm3/g、黄铁矿为 26.98 106cm3/g;而其中的脉石矿物石英为 2.5 125.7 106cm3/g、方解石为 3.8 106cm3/g，矿物之间存在明显的磁化差异。矿石经过破碎筛分后，采用高梯度磁选和光电选，然后将经过高梯度磁选和光电选产72湖南有色金属第 39 卷出的精矿混合进行浮选。原矿经“破碎 筛
6、分 光电选、磁选 浮选”联合流程选别后，铜的回收率为67.51%。联合流程图如图 1 所示。图 1联合工艺流程图3光电预先抛废工业试验研究原矿经过两段一闭路破碎筛分流程后，10 60mm 矿石进入 X 射线智能图像选矿机进行光电选分选作业1，分别产出高品位矿石和低品位废石。试验流程如 2 所示，工业试验结果见表 3。预先抛废4次工业试验结果表明，原矿Cu品位图 2光电选矿流程图表 32021 年 7 月预先抛废试验 4 次工业试验合计结果产品名称产量/t作业产率/%对原矿产率/%品位/%金属量/t作业回收率/%对原矿回收率/%富集比精矿 60.9634.0619.140.3990.24379.
7、2938.572.33尾矿 118.00 65.9437.050.090.10616.84入选原矿178.96 100.00 56.180.1720.308粉矿 139.5643.820.3920.54786.75原矿 318.52100.00.1980.631为 0.2%左右，综合抛废率为 65.94%，作业回收率为 79.29%，对原矿回收率 38.57%，综合富集比为2.33，精矿 Cu 品位为 0.364%0.435%。对两次工业试验(2021 年6 月初步调试和 7 月最终调试)的选矿指标进行了统计，试验结果见表 4。表 4两次工业分选试验精矿和粉矿合计结果名称品位/%重量/t对原矿
8、产率/%金属量/t对原矿回收率/%精矿+粉矿0.359370.9053.551.33081.10尾矿0.096321.7846.450.30918.90原矿0.237692.68100.001.640100.004预富集试验研究4.1光电选前筛下 10 mm 粒级 1#矿样的预富集试验原矿破碎至 3 mm(高梯度磁选最大限度为 5mm)进行高梯度磁选2 5。磁选条件为:脉动冲次200 次/min、磁场强度1.5 T、流速5 6 cm/s、磁介质4 mm、脉动冲次为 200 次/min、磁选矿浆浓度为20%左右，磁选流程为“一粗三扫”，工艺流程图如图3 所示，试验结果见表 5。图 31#矿样磁选
9、试验流程图82第 3 期岁有科，等:某采场剥离废石中铜的预富集 浮选试验研究表 51#矿样磁选试验结果%产品名称产率Cu 品位回收率磁精矿43.430.51488.75尾矿56.570.0511.25给矿100.000.25100.00光电选前筛下1#矿样经过“一粗 三扫”最终得到铜平均品位 0.514%、铜回收率 88.75%的磁选精矿。通过此流程加工产出了 8 kg 磁精矿，磁精矿铜平均品位为 0.509%，铜回收率为 83.71%;金平均品位 0.202 g/t，金回收率 47.46%。4.2光电选精矿 2#矿样浮选试验4.2.1捕收剂种类探索试验黄铜矿浮选试验，铜矿物捕收剂的选择非常重
10、要。本试验考察了丁黄药、乙黄药+戊黄药、336 等铜捕收剂与捕收剂 M 组合的选择性，进行了捕收剂的筛选试验。试验流程如图 4 所示，试验结果见表6。试验结果表明，采用丁黄药配合 M 捕收剂能有效降低尾矿中铜品位，提高铜回收率，最终尾矿中铜品位仅有 0.024%、铜损失率为 5.39%，较其它捕收剂效果好，因此选择丁黄药+M 捕收剂作为该矿石浮选粗选段的捕收剂。图 4浮选捕收剂种类试验流程图表 6浮选捕收剂种类试验结果%捕收剂种类尾矿产率尾矿品位尾矿损失率丁黄药94.300.0245.39乙黄药+戊黄药(11)94.200.0327.1833694.660.0286.314.2.2起泡剂种类探
11、索试验具有起泡作用的表面活性物质，在黄铜矿、黄铁矿浮选过程中起到必不可少的作用。本试验考察了三林起泡剂和 2#油起泡剂的选择性，进行了起泡剂的筛选试验。试验流程如图 5 所示，试验结果见表7。通过对比试验可知，使用 2#油起泡剂尾矿含铜品位为 0.014%，尾矿损失率较低，因此选用 2#油作为该矿样的起泡剂。图 5浮选起泡剂种类试验流程图表 7浮选起泡剂种类试验结果%起泡剂种类尾矿产率尾矿铜品位尾矿损失率三林起泡剂94.500.0224.952#油94.320.0143.144.2.32#矿样浮选试验最终流程确定2#矿样经“两粗 三扫 两精”，磨矿细度为 0.074 mm 占 70%，生石灰、
12、水玻璃为调整剂，M 捕收剂和异丁基钠黄药为浮选捕收剂，2#油为起泡剂。试验流程图如图 6 所示，试验结果见表 8。表 82#矿样浮选闭路试验结果%产品名称产率Cu 品位Cu 回收率精矿2.3916.5997.13尾矿97.610.012.87给矿100.000.41100.00表 8 结 果 表 明，最 终 浮 选 精 矿 铜 品 位 为16.59%，铜回收率高达 97.13%，且铜精矿精矿含金品位 0.386 g/t，金回收率为 5.88%。4.33#矿样浮选试验3#矿样经“两粗三扫两精”，磨矿细度为 0.074mm 占 70%，生石灰、水玻璃为调整剂，M 捕收剂和92湖南有色金属第 39
13、卷异丁基钠黄药为浮选捕收剂，2#油为起泡剂。试验流程图如图 6 所示，试验表见 9。图 6浮选闭路试验流程图表 93#矿样浮选闭路试验结果%产品名称产率Cu 品位Cu 回收率精矿2.1019.1590.13尾矿97.900.0459.87给矿100.000.45100.00表 9 结 果 表 明，最 终 浮 选 精 矿 铜 品 位 为19.15%，铜回收率高达 90.13%;闭路浮选精矿产品中金品位 0.399 g/t，金回收率 4.65%。光电选与磁选预富集两个作业对原矿的回收率为 74.90%，而浮选作业回收率为 90.13%。5结论1.综合 6 月份和 7 月份两次工业试验结果，光电 选
14、 精 矿 铜 品 位 为 0.460%，作 业 回 收 率 为62.17%;光电选精矿和筛下粉矿合并，铜平均品位为 0.359%，对原矿回收率为 81.10%。2.低品位矿石通过高梯度磁选和光电选相结合，高梯度磁选精矿和光电选精矿混合浮选的方法，获得铜精矿品位 19.13%，铜选矿回收率 90.13%，铜精矿含金0.399 g/t，金回收率4.65%的良好指标。3.光电选精矿和高梯度磁选精矿混合浮选，选择对铜捕收性好的丁黄药+捕收剂 M 组合，减少铜矿物在中矿循环造成的损失，有利于铜的回收。4.本试验研究结果可作为经济开发该低品位铜矿的技术依据。参考文献:1韩伟，邓文敏.光电预选在湖北某铜矿石
15、的试验研究及展望 J.铜业工程，2021(3):40 43.2黄春海，胡新红，段瑶，等.湖南某高硫低品位铜矿选矿试验研究 J.矿冶工程，2021，41(3):72 74.3简胜，张晶，乔吉波，等.云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究J.矿冶工程，2013，33(4):63 66.4王淑红，孙永峰，董风芝.提高某铁矿尾矿中铜回收率的试验研究J.金属矿山，2011(3):157 159.5陈荩，刘树贻，张裕书，等.硫化铜铅矿高梯度磁选除铜研究 J.矿产综合利用，1996(3):4 7.收稿日期:2022 12 27Experiment Study on Preconcentration-Flota
16、tion of Copper fromStripping Waste ock in StopeSUI Youke，WEI Zhicong(Yunnan Simao Shanshui Copper Industry Co.，Ltd.，Puer 665000，China)Abstract:High-efficiency pre-enrichment of non-ferrous metals in the waste of stripping in a domestic mine wascarried out.The technological mineralogy research shows that the symbiotic relationship of different mineral objects inthe stripped waste rock is relatively simple.The results show that the stripping waste rock containing 0.25%copperis divided into several