强化磨矿提高低品位细粒嵌布砂岩铜矿选矿指标0001

1、强化磨矿提高低品位细粒嵌布砂岩铜矿选矿指标我国铜资源分布广泛，从已探明的储量来看，可利用的高品位铜矿数 量相对较少，当今我国铜矿资源情况主要表现为“贫、杂、氧、难”。目 前根据矿石性质的不同，所采用的浮选方法概括起来有：优先浮选，混合 浮选，等可浮，部分优先浮选一混合浮选，快速浮选，分布优先浮选，部 分混合浮选，异步混合浮选等。浮选回收氧硫混合铜矿通常采用的方法有 氧硫分选和氧硫混选两种。针对本砂岩铜矿的特点，细磨后采用氧硫混合 浮选流程 最终获得了铜精矿品位为24.57%回收率为84.14%的浮选指标1矿石性质1.1矿石的矿物组成工艺矿物学研究表明，该矿石由19种矿物组成，主要铜矿物为：孔

2、雀石、（碑）黝铜矿、黄铜矿；斑铜矿、辉铜矿含量较少，主要脉石矿物 为：石英、白云石、高岭石、绢云母、方解石、绿泥石、斜长石等。1. 2矿石的主要化学成分及物相矿石多元素分析及铜物相分析结果见表1、表2。表1矿石多元素化学分析牛- 儿糸CuPbZnSiO：TFeA1zO3MgONa：0含量0. 770. 111. 45049. 553.510. 74. 970. 66元素AsdO-6)Ag(lO)Au (10*)BiMoCaOS含量0. 0268.30.20. 005 75%、80%、85%、90%、95%。根据粗选试验结果,在原试验的基础上表4 -200目磨矿细度试验结果增加了一次粗选，并 对

3、铜粗精矿进行了一 次精选。试验的流程 示于图2试验结果列 于表4。细度(%)名称产率(%)品位(%)回收率(%)铜精矿3.4013. 00559. 1770中矿14. 450.9315. 54中矿23. 381.2375. 59尾矿原矿88. 77100. 000. 2500. 74729. 70100.00铜精矿3. 3714. 19064. 32中矿14.410.9135.4275中矿23. 351. 1475. 17尾矿88. 870.21025. 10原矿100.000. 744100. 00铜精矿3. 5914.22668. 03中矿14. 700.9125.7180中矿23. 55

4、1. 1345. 36尾矿88. 160. 17820. 90原矿100. 000. 751100. 00铜精矿3. 3614.95368. 29中矿14. 400. 9785.8585中矿23. 361.2205. 57尾矿88. 880. 16820. 29原矿100. 000. 736100.00铜精矿3.4414. 99369. 09中矿14. 500. 9525. 7490中矿23. 521. 1885.60尾矿88. 540. 16519. 57原矿100. 000. 747100.00铜精矿3.2415. 90269. 28中矿14. 111.0615.8695中矿23.211.

5、3245.71尾矿89. 540. 15919. 14原矿100. 000. 743100.00由试验结果可以看出随着磨矿细度的增加，精矿品位和回收率都有所 上升，为了得到更好的浮选指标必须对原矿进行细磨，以加强矿物间的解 离。2. 2.2 -400目细度试验为了更加准确的确定细度的影响，我们又进行了-400目细度的研 究。在磨矿细度分别为-400 g占85%、93%、95%、97%的条件下，其选别流程同图2,试验结果见表5。表5 -400目细度试验结果细度(%)名称产率(%)品位(%)回收率(%)铜精矿2. 6420. 57072. 42中矿18. 341.48016. 4685中矿24.

6、500.2561.54尾矿84. 520. 0859. 58原矿100. 000. 750100.00铜精矿2. 4023. 49073. 24中矿19. 301.38016. 7193中矿26. 160.2401.94尾矿82. 140. 080& 11原矿100. 000. 770100.00铜精矿3. 5415. 96476. 34中矿19. 700. 5006. 5595中矿25. 800. 5654.43尾矿80. 960. 11612. 69原矿100. 000. 740100. 00铜精矿2. 7819. 10470. 19中矿111. 201.22018. 6697中矿27.

7、000. 302. 78尾矿79. 020. 0908. 97原矿100. 000. 760100. 00试验结果表明，在-400目占93%的磨矿细度下，所获得的铜精矿品位 为23.49%,回收率为73. 24%,相对其它细度下的结果较高，与-200 各 种细度下的结果提高的幅度都很大。但是当磨矿细度高于93%-400目以 后，精矿品位和回收率有F降的趋势。由以上两组试验结果可以看出，在-400目细度条件下所得的结果比 -200 g细度下的结果好很多，精矿的品位和回收率都相应的上升了，说 明原矿中的一部分铜矿的嵌布确实很细，需要在细磨条件下才能单体解 离，这部分铜矿物的回收直接影响着选矿总回收

8、率的提高。2. 2. 3粗精矿再磨试验为了节省磨矿费用，另外也考虑到选厂生产时一次磨矿到-400目93% 很困难，所以木研究也考虑了在粗磨的情况下选出粗精矿，抛弃尾矿，然 后粗精矿再磨再选，使粗精矿中有用矿物得到充分解离而予以回收。试验 在I段磨矿细度分别为-200目占75%和85%的条件下，进行了粗磨浮选， 粗精矿再磨再选，粗精矿再磨的细度为-400目占100% （-500目占94%）。选别流程见图3,试验结果见表6。原矿石灰 3000g/tI段磨矿20g/t粗精矿再磨4尾矿精矿粗精矿再磨试验流程I段磨矿细度（）表6粗精矿再磨试验结果产率（） 品位（） 回收率（）75铜精矿中矿12. 507

9、. 0816. 6221.46056. 5814. 072 X NazS 1000g/tlz X 丁黄药 90g/tX 2啪 35g/t Na2S 500g/t 丁黄药 60g/t 2#油 20g/t6 2 X NasS 300g/t lz X 丁黄药 40g/t X 2妙油中矿2 尾矿 原矿2. 1088. 32100. 001.6400. 2050. 7344. 6924. 65100. 00铜精矿2. 7617. 34261.68中矿17. 501.53014. 7985中矿23.200.9193. 79尾矿86. 540. 17719. 74原矿100. 000. 776100. 00

10、粗精矿再磨再选的试验结果表明，I段磨矿细度为75%时，铜精矿品 位为16. 622%,回收率为56. 58%；细度为85%时,铜精矿品位为17. 342%, 回收率为61.68%, I段磨矿磨得细一些，结果也好一些，而一次直接磨 矿到-400目93%时，铜精矿品位为23.49%,回收率为73.24%。由此也说 明，一次磨矿到特定的细度比粗磨或粗磨后粗精矿再磨能得到更好的结 果。其关键原因是原矿中的一部分铜矿物的嵌布粒度太细，导致在粗磨的 条件下，粗精矿中铜的回收率得不到保证，大量的铜连生体流失到了尾矿 中，最终铜的回收率得不到提高，粗精矿再磨再选也难以获得好的指标。2. 3闭路流程试验在条件试

11、验和开路试验所确定的最终药剂制度和浮选流程的基础上 进行浮选闭路流程试验，为了考察磨矿细度对闭路试验中浮选指标的影 响，同时也为了适应选厂生产，进行了细度分别为-200 占85%和-400 目占93%的两个方案的闭路实验，其试验流程及药剂制度见图4,结果见 表7o石灰 3000g/1)磨矿2ZNa2S lOOOg/t图4闭路试验流程表7闭路试验结果细度产品名称产率(%)品位(%)回收率(%)铜精矿2.5124.57084. 14-400 U 93%尾矿97. 490. 11915. 86原矿100. 000. 732100. 00铜精矿3. 3117. 83678. 25-200 目 85%尾矿96. 690. 17021.75原矿100. 000. 754100. 00由表7闭路试验结果可知，在-400目占93%的细度条件下，得到了精矿铜品位24.57%,回收率84. 14%的好指标，相比-200 占85%细度所得 指标有较大提高。这也验证了工艺矿物学的研究结论，即该矿样中的一部 分铜属于细粒嵌布，需要在较细的磨矿细度下才能单体解离。3结论（1）该矿样中的一部分铜矿物嵌布粒度较细，需要在较细的磨矿细 度下才能使其单体解离，因此必须对该矿石进行充分磨矿，以加强矿物之 间的解离。由试验的结果可以看出采用一次细磨所得结果比一次