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谦比希铜矿中铜矿物的解离特性及其可浮性研究 苏敏 1 窦培谦 2 张瑞洋 3 孙春宝 3 寇珏 3 刘子源 3 （1. 中国有色矿业集团非洲矿业有限公司， 赞比亚 基特维 22592； 2. 中国劳动关系学院安全工程系， 北京 100048； 3. 北京科技大学土木与资源工程学院， 北京 100083） 摘要矿物的单体解离是浮选分离的前提， 查明矿石细度、 目的矿物单体解离度和矿石可浮性三者之间的 内在联系， 可为浮选前物料的准备提供指导。为此， 以赞比亚谦比希西矿体矿石为例， 借助矿物解离分析系统 （MLA） ， 初步探讨了不同细度下有用矿物的解离特性与可浮性的关系。研究结果表明 谦比希铜矿中的主要铜矿 物为黄铜矿， 含量为5.32， 脉石矿物主要有正长石、 石英和云母； 原矿中黄铜矿属于以微细粒为主的不等粒嵌 布， 黄铜矿颗粒介于10～500 μm， 且多数与长石和石英毗邻， 部分细颗粒被包裹在粗颗粒的长石和云母中， 仅有少 量单体解离颗粒存在； 将原矿磨至-74 μm占70， 黄铜矿的自由表面由60.88升高至78.14， 单体解离颗粒含量 由28.90增加至54.24， 但连生体中铜矿物的分布规律没有改变； 试验矿石浮选过程最有效的选别粒度为18～ 100 μm， 粗颗粒中铜的损失是由于铜矿物单体解离度低， 过细物料的损失则是因为物料可选性差。 关键词硫化铜矿MLA嵌布粒度矿物解离特性可浮性 中图分类号TD912文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -04-105-06 DOI10.19614/ki.jsks.201904021 Study on Mineral Liberation Characteristics of a Copper Ore from Chambishi and Its Floatability Su Min1Dou Peiqian2Zhang Ruiyang3Sun Chunbao3Kou Jue3Liu Ziyuan32 （1. Non-ferrous Corporation Africa Mining Public Limited Company， Kitwe 22592， Zambia； 2. Department of Safety Engineering， China University of Labor Relations， Beijing 100048， China； 3. School of Civil and Resource Engineering， University of Science and Technology Beijing， Beijing 100083， China） AbstractThe desired mineral liberation is the prerequisite for flotation. Finding out the inner relations among the ore fineness，the desired mineral liberation degree and its floatability，can provide guidance for the ore pretreatment be- fore flotation. Thus taken copper ores of west ore body in Chambishi as a case，briefly discusses the relation between the mineral liberation degree and its floatability under different dissemination particle sizes，using mineral liberation analysis （MLA） . The results show that the main copper mineral is chalcopyrite（5.32） ，and the main gangue minerals are ortho- clase，quartz and mica in Chambishi copper ore. In the ore，the copper mineral dissemination particle size is fine and un- even（10～500 μm） ，and most of which are contiguous to quartz and feldspars，other fine particles are wrapped in coarse gangues，and there are a small number of sufficiently liberated chalcopyrite. When the ore is ground to 70 passing 74 μm，the free surface percentage of chalcopyrite raises from 60.88 to 78.14，and the number of sufficiently liberated chalcopyrite significantly increases from 28.90 to 54.24，while the distribution of chalcopyrite in coexistence does not change. In the flotation process，the optimum particle size is 18～100 μm，and the copper loss in the coarse particles is due to low liberation degree of copper minerals，but the loss in the fine particles is due to poor floatability. KeywordsCopper sulfide ore， MLA， Dissemination particle sizes， Mineral liberation degree， Floatability 收稿日期2019-03-10 作者简介苏敏 （1961） ， 男， 高级工程师。通讯作者窦培谦 （1981） ， 男， 讲师， 博士。 自然界中， 铜主要以硫化物、 氧化物和自然铜3 种形式存在， 工业上80以上的铜金属来源于硫化铜 矿 ［1］。硫化矿中的有用矿物种类多、 组成复杂、 构造 多样， 所以这类矿石的浮选分离一直是矿物加工领 域的重要研究课题 ［2-3］。 谦比希铜矿位于非洲中部赞比亚铜带省， 是世 界著名赞比亚刚果 （金） 沉积型铜矿带上典型的铜 矿床之一， 由主矿体、 西矿体和东南矿体组成 ［4］。主 总第 514 期 2019 年第 4 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 514 April 2019 105 ChaoXing 矿体矿石中铜矿物主要是斑铜矿， 其次是黄铜矿， 属 于原生硫化铜矿， 氧化率低， 浮选可选性好。随着主 矿体的不断开发与利用， 主矿体矿产资源日益枯竭， 对西矿体的开发力度逐渐增加。然而， 西矿体的矿石 性质与主矿体不同， 斑铜矿含量降低， 矿石氧化率升 高， 导致现场浮选指标开始下降。针对这一问题， 国 内外选矿工作者展开了一系列的浮选工艺优化研究 工作。赵红波等 ［5］开发了一种新型捕收剂CSU-21， 并 与现场原用药剂进行了对比试验， CSU-21可以提高精 矿铜回收率。方萍等 ［6］采用先浮硫化铜后浮氧化铜的 原则流程对谦比希混合铜矿石进行了浮选试验， 获得 了铜品位为25.89、 回收率为83.44的浮选指标。 苏敏和李成必等 ［7-8］的研究结果认为增加一段磨矿或 中矿返回再磨， 可使铜回收率提高3～5个百分点。 值得注意的是， 上述文献主要从磨矿细度、 药剂 制度、 浮选流程等角度， 考察浮选工艺改变对浮选指 标的影响， 但对其影响机理少有涉足。矿石中有用 矿物的粒度特征、 嵌布关系及解离情况等矿物学性 质是影响浮选分离的关键因素， 这些因素决定着应 选用的浮选流程， 浮选可能达到的指标， 在矿石的可 选性评价方面具有重要意义。为此， 本研究以谦比 希硫化铜矿为例， 借助矿物解离分析系统 （MLA） ， 从 有用矿物的解离特征角度， 分析不同粒级物料的浮 选性能。研究结果可为同类硫化铜矿的磨矿过程优 化、 浮选工艺选择提供理论依据。 1试验原料和分析方法 1. 1试验原料 试验用矿样取自赞比亚谦比希铜矿西矿体。矿 样依次经PEF125 mm250 mm颚式破碎机、 PEF100 mm60 mm破碎机、φ200 mm125 mm对辊破碎机 破碎至-2 mm， 作为试验用样。原矿化学多元素分析 结果如表1所示。 由表1可知， 矿石中可回收的有价元素为铜， 铜 含量为2.19， 其它有价元素铁、 钴含量很低， 可不考 虑回收； 矿石中杂质元素主要为Si、 Al、 K、 Mg。 1. 2浮选试验 浮选试验在XDF型单槽浮选机中进行。取1 000 g矿样， 磨细至-74 μm占70， 以CaO为调整剂， 异丙 基黄药为捕收剂， 松醇油为气泡剂， 采用图1所示1 粗2精2扫流程浮选。 1. 3检测方法 分别取磨矿前-2 mm矿样与磨矿后-74 μm占 70矿样进行MLA矿物解离分析。MLA检测系统由 扫描电镜 （FEI Quanta 250） 和Genesis X-射线能谱仪 组成。样品检测前， 需进行压片、 抛光、 喷碳处理， 检 测结果委托中科院过程所进行分析。 2试验结果与讨论 2. 1原矿的物相组成分析 借助MLA矿物参数定量分析系统， 对矿石中主 要矿物的组成与含量进行分析， 结果如图2所示。 由图2可知 原矿主要铜矿物为黄铜矿， 含量为 5.32， 还含有少量的斑铜矿和辉铜矿； 矿石中的主 要脉石矿物为正长石、 石英、 黑云母、 白云母和白云 石， 还含有一定量的方解石， 少量的钠长石、 磷灰石、 斜绿泥石； 此外， 原矿中还含有1.03的黄铁矿， 对铜 矿物的浮选会产生不利影响。综上， 谦比希铜矿具 有沉积型铜矿床的特征， 属于典型的硫化铜矿 ［9］。 2. 2铜矿物的嵌布粒度特性 矿石中有用矿物颗粒的形态、 大小及空间分布 等结构特征是影响浮选分离的关键因素。同时， 磨 矿是矿石分选过程中必不可少的环节。因此， 为对 比磨矿前后矿石中矿物的形态特征， 采用MLA对-2 金属矿山2019年第4期总第514期 106 ChaoXing mm原矿和磨矿产品 （-74 μm占70） 进行了镜下观 察， 结果如图3所示。 由图3可知 原矿中主要铜矿物为黄铜矿， 少见 有斑铜矿和辉铜矿的存在， 因此本文将重点分析黄 铜矿的赋存状态； 从图3 （a） 可以看出， 原矿中黄铜矿 颗粒尺寸差异较大， 矿物颗粒的粒度分布不均匀， 矿 石中铜矿物主要以连生体形式存在， 多数黄铜矿颗 粒与长石和石英毗邻， 部分细颗粒黄铜矿被包裹在 粗颗粒的长石、 云母中， 仅有少量单体解离的黄铜矿 颗粒存在； 从图3 （b） 可以看出， 黄铜矿颗粒的粒度分 布仍不均匀， 矿物粒度明显减小， 大部分黄铜矿实现 了较好的解离， 黄铜矿主要以单体形式存在， 黄铜矿 颗粒主要与长石和石英毗邻， 微细粒单体颗粒数量 增加。 矿石中有用矿物颗粒的粒度分布特性决定着选 矿流程的选择， 以及分选可能达到的指标， 在矿石可 选性评价上具有重要意义。为进一步定量评价物料 中黄铜矿的嵌布粒度特性， 基于MLA分析结果， 对原 矿和磨矿产品中黄铜矿的嵌布粒度特性进行定量计 算， 依据结果绘制嵌布粒度特性曲线， 如图4所示。 从图4可以看出， 原矿中黄铜矿颗粒分布不均 匀， 颗粒尺寸介于10～500 μm； 物料中粒径大于250 μm的颗粒含量占23.11， 属于以细粒级为主的不等 粒嵌布； 与磨矿前物料嵌布粒度特性相比， 磨矿产品 中黄铜矿颗粒粒径显著降低， 颗粒尺寸介于20～100 μm， 大于250 μm的黄铜矿颗粒含量由23.11降低为 0； 然而粒径小于19 μm的黄铜矿颗粒含量变化不 大， 仅由5.01升高至7.38； 黄铜矿颗粒含量的增加 主要集中在19～150 μm适宜浮选的粒度范围内， 由原 矿中的52.99提高到了78.39， 该粒级含量增加了 25.40个百分点。可见， 当磨矿细度为-74 μm占70 时， 粗颗粒黄铜矿被磨细， 过磨情况较少发生， 含量 增加主要集中在19～150 μm适宜浮选的粒度范围， 矿 石可磨性较好。 2. 3黄铜矿的解离情况分析 单体解离是矿物浮选分离的必要前提。对原矿 样品和磨矿产品中目的矿物黄铜矿的解离情况进行 详细分析， 结果如图5所示。 由图5可知， 经磨矿处理后， 矿石中黄铜矿的解 离度显著提高， 按照矿物组合算法计， 原矿样品中解 离度为100的黄铜矿含量仅占全部铜矿物含量的 28.90； 在磨矿产品中， 100解离的黄铜矿含量升至 54.24， 提高了25.38个百分点； 黄铜矿解离50以 上的矿物含量为84.63。经磨矿处理后， 除单体解 离颗粒矿物含量明显升高外， 不同解离度的连生体 颗粒中黄铜矿含量波动幅度均小于5。这说明磨矿 未改变连生体中铜矿物的分布规律， 即磨矿不能消 苏敏等 谦比希铜矿中铜矿物的解离特性及其可浮性研究2019年第4期 107 ChaoXing 除贫连生体和富连生体的产生； 矿石经磨矿处理后， 产品中总会有一部分黄铜矿未充分解离， 这将会影 响后续的浮选指标。 2. 4黄铜矿和脉石矿物的连结特征 为考察原矿和磨矿产品中黄铜矿与其余矿物的 共生关系， 分别对原矿和磨矿产品中不同黄铜矿单 体解离度区间内主要矿物的含量、 黄铜矿与其余矿 物的连生关系进行统计分析， 结果如图6和图7所 示。 对比图6和图7可知 磨矿前后， 黄铜矿与其余 矿物的连生特征没有明显变化， 原矿和磨矿产品中 黄铜矿与其余矿物的连生情况基本一致， 仅是含量 发生了改变， 这一观点与图5中结果相一致； 黄铜矿 主要与正长石、 石英、 白云母和黑云母等脉石矿物连 生， 其中以正长石和石英连生体为主； 磨矿使黄铜矿 的自由表面增多， 由原矿中的60.88升高至78.14， 自由表面增多有利于黄铜矿浮选回收， 但是磨矿产 品中黄铜矿与主要脉石矿物的交界面仍占20.68， 说明磨矿效果存在进一步优化的空间。 2. 5矿石粒度特性与可浮性的关系分析 将原矿磨细至-74 μm占70后作为浮选给矿， 按图1流程进行浮选试验， 分别收集泡沫产品和槽内 产品， 进行烘干、 称重和化验。从浮选给矿、 浮选精 矿、 浮选尾矿中缩分取样进行筛分， 计算各粒级中金 属分布情况， 结果如图8所示。 由图8可知 浮选给矿中粗粒级和细粒级含量均 很高， 150 μm和-18 μm粒级含量分别达到8.98和 15.94。浮选给矿中， 随着粒度的减小， 各粒级产品 的铜品位呈先升高后下降趋势， 即中间粒级品位高、 粗粒级和细粒级品位低； 从浮选精矿来看， 随着精矿 产品中物料粒度的减小， 铜品位呈逐渐升高趋势， 其 中18～38 μm粒级铜品位高达33.96， 100～150 μm粒 级品位最低， 仅为20.29。浮选精矿中18～100 μm 中间粒级含量较高， 为5.41， 占总精矿的70.74， 同时这部分物料中金属分布率为66.86， 占总精矿 金属量的74.91。可见， 物料的细度与可浮性并不 金属矿山2019年第4期总第514期 108 ChaoXing 是呈正比， 适宜粒度是浮选分离的关键； 从浮选尾矿 来讲， 尾矿产品的粒度分布规律与浮选给矿的粒度 分布规律基本一致， 呈 “两头少、 中间多” 的规律， 其 中150 μm粒级和-18 μm粒级含量分别为8.51、 15.16， 从图8 （c） 可以看出， 浮选尾矿中随着物料粒 度减小， 铜品位呈逐渐降低趋势， -18 μm粒级铜品位 又有明显上升。因此， 尾矿中各粒级金属分布率规 律与各粒级产率分布规律相反， 呈 “两头高、 中间低” 的趋势， 这说明浮选过程中， 金属主要损失在150 μm 粒级和-18 μm 粒级中， 金属损失率分别为 2.59、 2.19； 从图8 （d） 还可以看出， 浮选过程中各 粒级的粒级回收率呈先升高后下降趋势， 150 μm粗 颗粒的粒级回收率最低， 仅为66.31， 18～100 μm粒 级回收率均高于90， -18 μm细颗粒的粒级回收率 相对较低， 为80.75。可见， 谦比希硫化铜矿浮选过 程最有效的选别粒度为18～100 μm。 3结论 （1） 赞比亚谦比希铜矿属于硫化铜矿， 主要铜矿 物为黄铜矿， 含量为5.32； 原矿中黄铜矿属于以细 粒级为主的不等粒嵌布， 多数黄铜矿矿物与长石和 石英毗邻， 部分细颗粒黄铜矿颗粒被包裹在粗颗粒 的长石、 云母中， 仅有少量单体解离的黄铜矿颗粒存 在。 （2） 磨矿处理可以提高单体解离颗粒的含量， 但 不能改变连生体中铜矿物的分布规律， 即磨矿不能 消除贫连生体和富连生体的产生； 同时， 磨矿使黄铜 矿的自由表面增多， 由原矿中的 60.88升高至 78.14， 有利于黄铜矿浮选回收， 但黄铜矿与其他矿 物的连结特征没有明显变化。 （3） 浮选过程最有效的选别粒度为18～100 μm， 尾矿中各粒级的金属分布率呈 “两头高、 中间低” 的 分布规律， 铜矿物主要损失在100 μm和-18 μm粒 级中。100 μm粒级中铜矿物的单体解离度低， 铜金 属主要损失在连生体中； -18 μm细粒级中铜矿物的 单体解离度虽然很高， 但粒度过细的铜矿物可浮性 较差。 参 考 文 献 乔 磊. “一带一路” 铜矿地质特征及战略区划 ［D］ . 北京 中国 地质科学院， 2018. 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