周立龙

（新疆喀拉通克矿业有限责任公司 富蕴 836107）

从铜物相分析结果来看，该矿样氧化相铜有0.39%，占了全铜约38%；硫化相铜有0.65%，占了全铜约62%，其中次生硫化铜约29%、原生硫化铜约33%。该矿样中铜氧化率37.68%，依据矿石类型划分标准，属于氧化型铜矿石。

1 原矿多元素分析

矿样多元素分析见表1。

表1 矿样多元素分析表

2 选矿实验研究

2.1 磨矿细度实验

磨矿细度实验见表2。

表2 磨矿细度实验结果

随着磨矿细度的增加，该铜矿物所获得的铜粗精矿产品品位先升后降，尾矿回收率呈现的是下降趋势，自磨矿细度-0.074mm占70%到磨矿细度-0.074mm占75%时，下降幅度较大，从33.8%下降至27.4%，继续增加磨矿细度后，变化不大，幅度保持约为1%，综合铜粗精矿品位和回收率的变化，及现场选矿磨矿成本考虑，该铜矿物粗选磨矿细度宜选择-0.074mm占75%为宜。

2.2 分段添加硫化钠探索试验

分段添加硫化钠探索试验见表3。

表3 分段添加硫化钠试验结果

由表3可以看出，磨矿中加入硫化钠，随着硫化钠用量的增加，粗精矿1的产率增加，但回收率变化不大，粗精矿中铜品位下降，磨矿中的硫化钠产生了抑制作用，在第一段粗选中不宜添加硫化钠。在第二段粗选中添加硫化钠，随着硫化钠用量的增加，铜粗精矿2产率增加，尾矿中铜损失率下降，硫化钠在此起到了活化氧化铜矿的作用，故在二段粗选中添加硫化钠是适宜的。扫选添加了捕收性能较好的氧化矿物捕收剂Y-801。

2.3 捕收剂用量实验

捕收剂用量实验见表4。

表4 捕收剂用量实验

由表4可知,当丁基黄药用量为40g/t,组合丁铵黑药用量为20g/t时,粗精矿的产率较低,尾矿损失率过大,说明捕收剂用量不足。增加捕收剂丁基黄药和丁铵黑药的用量从80g/t+40g/t至100g/t+50g/t时，粗精矿产率增加，有用矿物品位升高，尾矿损失率仍在下降，说明捕收剂还不足。继续增大捕收剂用量至丁基黄药和丁铵黑药用量为120g/t+60g/t时，从试验现象看，二段粗选的泡沫过于厚实，有泥质脉石矿物开始上浮，而从试验结果可以看出，继续增大捕收剂的用量，尾矿有用矿物损失率不再降低，因此，丁基黄药和丁铵黑药组合用药量100g/t+50g/t为宜。

3 闭路试验

为了进一步验证该试验的可行性，在条件试验的基础上进行了闭路试验，试验结果见表5。

表5 闭路试验结果 %

采用常规中矿循序返回闭路流程，未发生中矿恶性循环现象，较好的实现了闭路平衡。

根据工艺矿物学铜物相分析，5%的结合氧化铜和硫酸铜无法获得回收,铜矿主要损失于结合氧化铜硫酸铜及部分自有氧化铜和微细粒脉石包裹体中的夹杂铜,导致尾矿中的铜损失了26.4%。

4 实验研究结论

⑴以获得优良选矿技术指标和合格精矿品质为原则，确定合理的工艺流程为：常规浮选+分步硫化浮选工艺，在粗选Ⅰ段只添加丁黄药，使得大部分的易浮铜矿物不需硫化而直接上浮，粗选Ⅱ段添加硫化钠强化部分氧化铜矿物的浮选，同时采用多段硫化扫选降尾，推荐最终合理的工艺流程为，单一浮选工艺流程，即在-0.074mm占75%的磨矿细度条件下，采用两粗一扫两精的工艺流程。粗选Ⅰ和粗选Ⅱ合并作为粗精矿添加抑制剂抑制脉石矿物，提高精矿品位，最终获得含铜21.11%的精矿产品，铜精矿回收率指标为70.6%。

⑵针对本试验矿石选用了异羟肟酸作扫选捕收剂，试验中发现异羟肟酸对孔雀石有特别高的亲和力，浮选现象好，矿化好，能够在扫选作业中回收氧化铜矿物，提高铜精矿回收率。

⑶经过先浮选硫化铜、后浮选氧化铜，并添加螯合剂辅助扫选的情况下，该矿石的尾矿损失率仍有20%左右，与物相结果的理论值相差较远。在一定程度上说明，该矿石依靠浮选工艺并未得到完全的回收。这与该矿石部分铜矿物呈极细粒嵌布的矿石性质相关，这在尾矿筛析结果铜的损失绝大部分在400目的微细粒级别一致。受制于本次试验的研究深度，建议在实际生产建设中需要着重对此进行深入的研究，以提高该矿石的资源利用效率。