大姚某难处理氧化铜矿选冶联合工艺与产业化探讨

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[摘要]文章分析了大姚某难处理氧化铜矿矿物特征，嵌布特性，介绍了目前处理该矿石较好水平的选冶联合工艺，通过小型试验和工业试验进行验证，对下一步实现产业化从选矿专业角度提出合理化建议。

[关键词]选冶联合工艺 浮选柱 固液分离 产业化

[中图分类号] P57 [文献码] B [文章编号] 1000-405X（2014）-2-14-2

大姚某矿床矿体极薄，平均厚度59cm，采矿难度大；矿石氧硫共生，难分采，钙镁含量高，嵌布粒度布不均匀，供矿点多，矿石性质变化大等特点，属难选氧化矿。现生产上硫化矿（本文特指氧化率在30%以下的矿石）采用常规浮选处理，选矿回收率低于65%，氧化矿采用堆浸-萃取-电积工艺处理，浸出率低于60%。国内多家科研单位曾进行多种方法的试验研究，试验研究表明，浮选药剂消耗量大且价格昂贵，浮选时间长，中矿难以富集，精矿品位低，在12-16%。针对以上情况，楚雄矿冶选矿试验研究室、昆明理工大学、广州有色金属研究院先后对该氧化铜矿的处理工艺进行了研究。昆明理工大学、广州有色金属研究院推荐采用硫化铜浮选-浮硫化铜尾矿浮钙-浮钙尾矿硫酸浸出工艺（以下简称先浮后浸联合工艺），该工艺小型试验结果为：浮选回收率可达46.30%，尾矿脱钙镁后浸出率可达29.36%（相对原矿），总铜回收率75.66%。楚雄矿冶试验研究室推荐采用原矿硫酸浸出-浸渣浮选工艺（以下简称先浸后浮联合工艺），该小型试验结果为：原矿浸出率：57.47%，浸渣浮选回收率21.81%，总回收率79.28%。这两套工艺还需工业试验验证。依据工业试验确定的各项参数再进行设计，建成按桂花公司二期技改工程规划的1000t/d选冶联合工艺选厂，最终实现规模化、产业化，还有一个比较艰难的过程。由小型试验扩大工业试验再到产业化的进程中，脱钙效果问题、搅拌浸出的固液分离、浮选精选是否使用浮选柱等问题，需要在试验和建设过程中加以论证和解决，才能最终实现达标达产。

1原矿性质（描述氧化铜矿部分）

1.1原矿物相分析见表1

1.2原矿多元素分析见表2

1.3矿石结构

砂状结构：岩石中碎屑约在50%-85%，呈梭角状一次圆状，碎屑间常为铁、钙泥质和微晶-泥晶方解石、褐铁矿。

泥状结构：矿石主要由钙泥质组成。部分泥质重结晶呈显微鳞片状，部分泥质中分布它形粒状褐铁矿或被褐铁矿浸染。

微晶、细晶结构：矿石主要由微晶、细晶方解石组成，中间分布少量的泥质和碎屑。

1.4主要目的矿物及嵌布特性

主要铜矿物为孔雀石，纤硅铜矿，硅孔雀石，另有少量黄铜矿，辉铜矿，斑铜矿，主要脉石矿物为石英，方解石，白云石，白云母，绿泥石，歪长石等。

孔雀石有三种分布形式：一是分布在钙泥质、钙质和泥质中，常呈它形粒状，常包裹泥质或钙质或铁质，纯度不高，晶体浑浊，粒度较细，在0.02-0.16mm二是分布在石英砂屑缝中，三是分布于微晶方解石中，呈自形针状。

纤硅铜矿：呈纤维状、微细粒分散状分布，或包裹钙泥质，或被钙泥质包裹，或呈浸染状分散在钙泥质中，粒度变化较大，一般在0.005-0.3mm。

斑铜矿：在矿石中浸染状分布在粉砂岩中，呈斑块状或细粒状，受粉砂岩空隙大小限制，粒度大小极不均匀，有些颗粒甚至细至10微米以下。

矿石中含有大量碱土金属碳酸盐、氧化镁、氢氧化镁、硅酸盐和黏土；铜矿物与脉石呈不均匀嵌布且以微细粒分布于绢云母、绿泥石胶结构中。

2选冶联合工艺小型试验

2.1先浮后浸联合工艺

广州有色金属研究院针对大姚某氧化铜矿所做的先浮后浸联合工艺小型试验结果表明，在脱钙浮选中选用TZL新药剂，CaO脱出率在90.09%，脱钙效果好，使脱钙尾矿酸浸的酸耗大幅下降，吨铜酸耗在12.61t/t铜，这是先浮后浸工艺可行的关键点。但同时脱钙的钙精矿中含铜品位在0.45%，占铜回收率23.47%（相对原矿），是导致浮选-浸出工艺总回收率只到70.18%的根本原因，也是以后研究进一步提高回收率的主要突破口之一。

广州有色金属研究院推荐的先浮后浸联合工艺流程图见图1。

广州有色金属研究院还做了硫化铜浮选尾矿强磁选 磁选精矿硫酸浸出工艺的试验，试验结果表明：硫化铜浮选尾矿含铜0.52%，氧化钙9.04%，经强磁选后，磁性物含铜0.65%氧化钙6.86%，磁选精矿硫酸浸出率为29.65%（相对原矿），采用这项工艺铜总回收率为75.95%。但由于酸耗高达33.684 t/t铜，成本高，加之所选用强磁机价格昂贵，所以不宜采用这项工艺。

2.2先浸后浮联合工艺

楚雄矿冶选矿试验研究室推荐的先浸后浮联合工艺小型试验结果表明，原矿酸浸浸出率：57.47%，浸渣浮选回收率21.81%（相对原矿），总回收率79.28%。该工艺的特点是吨铜酸耗随矿石氧化率变化而变化，平均在24t/t.铜-35 t/t.铜，为了控制酸耗，在进入流程的矿石要求按照不同的氧化率入原矿仓，氧化率小于35%的矿石直接进入浮选流程，氧化率大于35%的矿石进入湿法工艺，之后浸渣进入浮选流程，这就保证了稳定的较低吨铜酸耗和浸渣浮选指标。先浸后浮工艺流程见图2。

以上两套选冶联合工艺是目前较好处理该难选氧化铜的工艺，在取得小型试验成果的基础上必须通过工业试验验证，才能为新建选厂提供各项参数，最终实现产业化。

3选冶联合工艺工业试验

3.1先浮后浸联合工艺工业试验

按照广州有色金属研究院提供的先浮后浸工艺进行了工业试验，经多次调试，中试厂断断续续运行了半个月，取得了一些数据，但与小型试验结果相差太大。工业试验结果表明，浮选回收率为49.27%，精矿品位14.41%，脱钙浮选只脱出钙镁含量的46.74%，在脱钙镁的同时铜损失35.19%，脱钙镁后的尾矿浸出率为20.73%（相对原矿），虽然综合回收率达到了70%，但吨铜酸耗在46.08 t/t铜，并且在工业试验过程中反应出许多问题：①脱钙尾矿中含油酸， 使陶瓷过滤机（酸浸前脱水）不能正常使用，之后改为由分泥斗浓缩，底流浓度可达50%，能满足搅拌浸出作业的要求；③脱钙尾矿搅拌浸出后用带式过滤机难以过滤，滤液混浊；④原矿性质波动大，给操作带来困难。这些问题导致工业试验无法继续进行。

3.2先浸后浮联合工艺工业试验

据前文所述，先浸后浮工艺在小型试验取得较好指标，进行工业试验重点在于考查浮选回收率，搅拌浸出率及吨铜酸耗等指标是否与小型试验结果一致，考察工艺流程是否存在问题，尤其是固液分离问题，通过小型试验研究，采用隔膜压滤机能够很好解决这个难题。工业试验按100t/d规模进行，经过一个月的运行，试验指标为：浸出率23.79%，吨铜酸耗21.56t浮选回收率46.18%，精矿品位13.18%，综合回收率69.97%，与小型试验指标有一定的差距，主要原因是处理的原矿没有进行分选（按不同的氧化率），工业试验浮选部分基本沿用原浮选厂150t/d车间的设备，条件有限，没有进行阶段磨矿阶段浮选，所以浮选指标较低，但整个工艺流程在试验中基本没有出现问题，固液分离也得到了验证。

通过上述工业试验可以看出，不管是流程结构，还是试验取得的结果，先浸后浮工艺优势要大于先浮后浸工艺。

4建成1000t/d选冶厂，实现产业化

通过选冶联合工艺工业试验，先浸后浮工艺基本达到预期指标，那么就要根据该工艺进行1000t/d选冶厂的规划和设计，尽快建成，早见成效。在工艺设计中应注意以下几个问题：

（1）根据某难处理氧化矿的供矿比例，选冶厂碎矿部分按1000 t/d设计，磨浮分两个系统，每个系统按日处理500t配置磨矿浮选设备，分别用于处理硫化矿和氧化矿。硫化矿系统处理氧化率在30%以下的矿，采用浮选工艺；氧化矿系统处理氧化率在30-70%的矿，采用选冶联合工艺。

（2）碎矿设备宜采用高压辊破碎机，由于原矿酸浸粒度要求在-3mm以下，这就要求采用高效节能的破碎机。通过实地考察，只有高压辊破碎机符合要求。

（3）在铜浮选流程中粗精矿再磨再选采用“搅拌磨+浮选柱”的精选方式，有利于提高回收率和精矿品位，硫化矿浮选回收率预计可达70%以上；氧化矿选冶工艺中的硫化铜浮选回收率预计可达50%以上。

5结语

采用先浸后浮联合工艺处理某难选氧化铜矿石，比以往的处理工艺试验结果有了新进展，为开发利用大姚某铜矿石找到了一条较为适合的工艺路线，也让桂花公司的产业转型升级发展带来新的机遇。1000t/d选冶厂建成投产后，精矿含铜加电解铜两铜产量将在现有1200吨的基础上翻一番，经济效益显著。在今后的研究工作中应密切关注氧化铜矿浮选、微细粒浮选新技术的发展，结合生产实际和工艺特点，适时引进新技术、新工艺、新设备，不断提高各项技术经济指标。