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1、铜矿选矿试验研究与讨论氧化铜矿石的浮选一般根据矿石性质的差异，采用浮选注或化学选矿法；考虑到矿杠含有部分硫化铜矿石，所以，考虑采用优先浮选法分别回收硫化铜矿物和氧化铜矿物。5.1磨矿细度曲线磨矿细度是影响选矿指标的关键，一是不能过磨.过磨易造成新的过粉碎、产生泥化；二是不能欠磨，欠磨使有用矿物不能单体解离，都不利于选矿技术指标的提高。因此，探讨最适宜的磨矿细度是试验能顺利进行的重耍工作.磨矿细度试验在XMQ-250x450ffi形球磨机中进行，球磨机充填率为33%。试验取矿样5份，每份各500克，进行磨矿时何试験研究(聒矿浓度65%),磨矿时间分别为2分钟、3分钟、4分钟、
2、5分钟和6分钟.磨矿细度曲线见图5」.由图5」可以看出：矿石较易被碎磨，在6分钟时可达到85%-74Pm的磨矿细度。再矿时何(min)K15.I铜钦矿磨矿细度曲线图5.2硫化铜矿浮选试验研究从前期的工艺矿物学研究来看，硫化铜矿物主要是辉铜矿。辉铜旷的可浮性相对较好，即使用•般的低碳链黄药类捕收剂就能达到很好的浮选效果。通过以下儿组的试验来看，硫化铜矿基本得到了完全的回收。5・2・1原矿分级•磨矿械化铜浮选试验研究未分级磨矿会造成更多的过粉碎，使矿石粒度变小，单体颗粒质量变小，比表面积增大，表面能增高，致使浮选条件恶化，有用矿物更难以得到分离；通过预先筛分可以避免一部分过粉碎
3、，一定程度上降低微细粒矿物的产生，优化浮选效果。通过预先分级后膾矿浮选可以有效防止过粉碎的发生。考虑到矿石泥化较严更，过磨可能会导致浮选更加困难，所以进行了分级磨矿的试验。取500g矿样两份进行两组试验.一组经分级再磨矿，一组直接16矿。分级釆用140目筛,磨矿细度为70%>74屮n,捕收剂为乙基黄药120gA、起泡剂为2#油800。试验流程如图5.2所示，结果见图5・3。硫化铜精矿琉化铜尾E療矿药制用P：图5.2原矿分级•廳矿戎化铜浮选试验流程图试验结果和结论如下：⑴分级磨矿后浮选比未分级磨矿后浮选所得到的铜精矿品位更高•达到了&56%,但并不明显，说明分级磨矿一定程度地
4、越免了过粉碎造成的微细粒过多的情况，使微细脉石含量相对更少，避免细粒脉石粘附在有用矿物上：⑵分级磨矿后浮选的回收率较低，为19.65%,说明增加分级不会明显改善回收率;⑶两组试验结果差别并不明显.说明分级磨矿流程不具备优势，为节约选矿成本,简化流程・不必采用預先分级唐矿，未分级磨矿•浮选可得到铜品位8.50%,回收率20.07%的硫化铜精矿。■铜制矿品位■铜梢矿回收率耒分级•矿•浮选分级■矿•浮透图53分级•爵矿-硫化钢浮选试验纳果5.2.2硫化铜浮选増加扫选试验研究通过增加扫选可以提高有用矿物的回收率，降低铜在尾矿中的损失，为了尽可能多地回收矿石中的篠化铜矿物，需考虑粗选
5、后増加扫选作业。由上组对比试验可以看出，浮选蒂矿中必然存在着部分氧化铜矿物，因此硫化铜矿物的回收率低于20.07%,而物相分析中，硫化铜占总铜21.67%,由此可见，只进行一次粗选，难以将硫化钢矿物全部浮出。因此，硫化铜的浮选应该增加扫选，以提高硫化铜矿物的回收率•取矿样500g两份进行对比试验，磨矿细度为7%74屮m粗选捕收剂为乙黄药120g/t,起泡剂为2#油80g/l,扫选捕收剂为丁黄药80g/t,起泡剂为40g/t,试验流程如图5.4所示，试验结果见图5.5。由试验结果得出以下结论：(1》扫选过程中使用的长碳链丁基黄药捕收剂，捕收能力更强，可以更大地提高冋收率。通过
6、增加扫选，铜矿物回收率达到了22.95%,而分析结果显示硫化铜矿物的分布率只有21.67%,说明硫化铜矿物基本得到了全部回收，铜精矿中还有部分氧化铜矿物；⑵增加扫选后铜梢矿的品位低于粗选将矿的品位.可以通过后续的精选来提高；⑶硫化铜矿物的选别流程为一粗-扫，可得到铜品位8.50%、冋收率20.07%的硫化铜粗选铜精矿I和铜胡位2.88%、回收率2.88%的硫化铜扫选铜精矿II,硫化铜矿物总回收率达到22.95%,平均品位为6.90%,硫化铜浮选尾矿品位为0.48%,且基本上全部是氧化铜矿.位■铜轲矿@收宰§回，剁08粗透粗选-扫选图中品位为侑横爭的平均品位图5.5采用不同段
7、数浮选硫化铜试验结果5.2.3硫化铜浮选尾矿筛析试验研究为了更好地认识该矿样中氧化铜矿的矿物特征，在经过一粗一扫浮选硫化铜后.对尾矿中的铜矿物进行了筛析试验.考査了尾矿中不同粒级中铜的含蜀。筛析试验对氧化铜矿选矿研究具有很奇的指导童义。取500g瞌化铜矿浮选尾矿进行筛析试验，考査铜矿物在各个粒级的分布，试验结果见表5.1o*5.1硫化旷物浮选尾矿的筛析试验结果粒级/mm产率/%品位/%个别个别平均分配率+0.1507.467,460.540.548.85-0.150+OJ0412.9420.400.540J414.
