某氧化铜矿的选矿工艺研究杨树赟（云南迪庆矿业有限公司）1引言随着矿产资源开发利用的强度越来越大，高品位易回收利用的优质矿石逐渐减少，对难处理氧化矿的开展回收利用研究十分必要，也符合国家资源综合利用的产业政策，同时可以带动地区经济发展。

某矿山矿产资源为铜氧化矿，生产工艺流程为：“碎矿为三段一闭路流程，碎矿最终粒度为-12mm；碎矿产品经过两段连续磨矿至-200目占70%，再经一次粗选、一次扫选、两次精选获得铜精矿；选铜作业的尾矿经一次磁粗选获得铁粗精矿，再磨至-200占92%的细度，然后经过两次精选获得铁精矿；精矿脱水为浓密、过滤两段脱水作业，最终产品铜精矿含水14%，铁精矿含水10%”的设计流程，作为一期建设的依据。

2选矿流程2.1单金属矿浮选原则流程单金属矿浮选原则流程的选择，主要取决于矿石中有用矿物的嵌布粒度特性。

一般多为不均嵌布，由于有益矿物和脉石硬度不同，易于泥化，影响回收率，制定选别流程的原则是尽最使有用矿物经粗选、扫选得粗精矿或中矿，然后进行粗精矿或中矿再磨再选，对于嵌布不均的有益矿物在粗磨的条件下能产出部分合格精矿，粗选尾矿进行再磨再选或得粗精矿再磨再选，得到第二部分合格精矿。

处理复杂不均嵌布矿石时，由于该类矿石有用矿物嵌布不均，连生体解离范围较广，有时要用三段磨矿三段选别的流程，才能综合回收不同粒级的有用矿物。

处理含大量原生泥和可溶性盐类矿石时，由于矿泥和矿砂选别工艺不一样，一般采用泥砂分选流程，才能获得比较理想的技术经济指标。

2.2多金属矿浮选原则流程多金属矿浮选是指两种有益矿物以上的金属矿浮选，选别流程一般有优先浮选、混合浮选然后分离浮选和优先、混合浮选兼有的选别流程。

如铅锌矿一般有铅锌依次的优先浮选和铅锌混合浮选得混合精矿，经再磨（或不再磨）后分离浮选得铅精矿和锌精矿。

又如铜、铅锌、硫化铁的多金属矿，其浮选流程一般为先优先浮选铜铅，进行铜铅分离，优先浮选铜铅的尾矿进行锌、硫混合浮选然后分离锌硫或依次优先浮选锌、硫得锌精矿、硫精矿。

某些矿石可利用矿物的可浮性使用选择性捕收剂优先选出已解离的部分矿物，然后再进行混合浮选、分离浮选。

流程中有否再磨工序，视矿物的堪布粒度及解离情况而定。

3氧化铜矿的处理方法3.1浮选法（1）硫化浮选法。

加硫化剂使氧化矿硫化，然后用普通硫化铜浮选的药剂方法进行浮选。

此法适用于处理以孔雀石、蓝铜矿、氯铜矿为主的矿石。

（2）胺类浮选法。

用胺类作捕收剂进行浮选，适用于处理孔雀石、蓝铜矿、氯铜矿等，含矿泥多时应加脉石抑制剂、絮泥剂；如果一般的抑制剂无效时，可选用海藻粉、木素磺酸盐或纤维素木素磺酸盐，聚丙烯酸等作脉石抑制剂。

（3）螯合剂-中性油浮选法。

硅孔雀石可用上述方法回收，但因效果较差，所以选用特殊捕收剂，如辛基取代的碱性染料孔雀绿，辛基氧肪酸钾，苯并三唑及中性油乳化剂，N-取代亚胺二乙酸盐，多元胺和有机卤化物的缩合物，以及季铵盐和季磷盐等进行浮选。

（4）乳浊液浮选法。

氧化铜矿物先经硫化，然后加铜络合剂，造成稳定的亲油性矿物表面，再用中性油乳浊液盖在其表面，造成强疏水的可浮状态，牢固地吸附在气泡上浮。

脉石抑制剂可用丙烯酸聚合物和硅酸钠。

铜络合剂用苯并三唑、甲苯酰三唑、疏基苯并唑、二苯胍等；非极性油浮化剂可用汽油、煤油、柴油等。

3.2化学选矿或与浮选联合处理氧化和混合矿多采用浮选法处理，对于浮选效果较差的氧化矿石，可用化学选矿法处理。

化学选矿法又可分为浸出法（包括酸浸和氨浸），浸出-萃取-电积法；浸出-置换-浮选法（即LPF法）；磨矿-浸出-置换-浮选法（即GLPF法）；浸出-置换-磁选法（即LCMS法）；磨矿-浸出-浮选法，哈尔兰法（即氧化铜矿直接电解法）；焙烧（硫酸化焙烧）-浸出-电解法；氯化焙烧-浮选法；离析-浮选法（氯化还原焙烧-浮选法）；还原焙烧-氨浸法等。

浸染状铜矿石的浮选一般采用比较简单的流程，经一段磨矿，细度-200目占50~70%，1次粗选，2~3次精选，1~2次扫选，就能达到较为理想的生产技术经济指标。

如铜矿物浸染粒度比较细，可考虑采用阶段磨选流程。

处理斑铜矿的选矿厂，大多采用粗精矿再磨在进行精选的阶段磨选阶段选别流程，其实质是混合-优先浮选流程。

先经一段粗磨、粗选、扫选，再将粗精矿再磨再精选得到高品位铜精矿和硫精矿。

粗磨细度-200目约占45~50%，再磨细度-200目约占90~95%。

致密铜矿石的浮选，致密铜矿石由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制，分选困难。

分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。

通常选铜后的尾矿就是硫精矿。

如果矿石中脉石含量超过20~25%，为得到硫精矿还需再次分选。

处理致密铜矿石，常采用两段磨矿或阶段磨矿，磨矿细度要求较细。

药剂用量也较大，黄药用量100g/t（原矿）以上，石灰8~10kg/t（原矿）以上。

摘要：氧化铜矿石，是一种难以综合回收利用的矿石。

根据氧化铜矿的组成及其特征，提出了氧化铜矿石选矿回收工艺中值得考虑的几个问题，在此基础上通过多方案的对比，来确定较为合理的选矿回收工艺流程。

关键词：氧化铜矿石；综合选矿回收利用工艺；处理技术地质勘测180广东科技2012.12.第23期广东科技2012.12.第23期4某氧化矿选矿的具体工艺流程4.1碎矿工艺流程碎矿工艺设计一般采用三段一闭路流程，如图1所示。

矿山供矿在坑内经过“粗碎”后，从井下经过电机车或胶带运输机输送至碎矿车间的中间贮矿仓，然后经过“中碎”、“细碎”、“筛分”（碎矿与振动筛构成闭路循环），得到粒度为-12mm 的最终碎矿产品，碎矿产品经胶运输机送往磨选车间粉矿仓。

该企业2006年实施“万吨技改”项目，将原用的3台弹簧圆锥破碎机更新为HP500型液压圆锥破碎机，并缩小了分级振动筛的筛孔尺寸，使碎矿最终产品粒度从-12mm 减小为-10mm ，实现了多碎少磨的节能理念，增加了磨矿处理能力，为磨矿作业实现1万t/d 生产能力创造了条件。

4.2磨选工艺流程4.2.11＃、2＃系列磨选工艺流程原选厂一期建设的磨矿选别工艺，处理矿石2400t/d 的规模是按两个处理矿石1200t/d 系列的方案设计。

因为1＃系列选用了选厂闲置的两台3200×3100球磨机，实际生产能力可达1400t/d ，比选用2700×3600球磨机的2#系列高出200t/d ，所以一期建成时实际磨机处理能力可达到2600t/d 。

为了同磨矿能力相匹配，1＃系列选铜回路的浮选机总槽数比2＃系列多设置了4台（粗扫选2台，精选2台）。

2006年为了提高铜精矿品位，1＃系列又增加了一次精选作业，即将原来两次精选改为三次精选。

为了进一步提高铁精矿品位，又在选铁回路新增了立式脉冲振动磁场磁选机和高频振动细筛。

4.2.23＃系列磨选工艺流程选厂的二期系统建设，由于磨矿工艺按一段闭路流程设计，选用了两台MQY3600×4500的球磨机，设计处理能力3000t/d 。

2003年12月二期建成以后，选厂设计生产能力为5600t/d 。

一、二期系统投产以后，通过生产优化、技改，碎矿机设备更新等扩产措施，生产能力又逐年提高至1万t/d 的水平。

为了提高精矿品位，3＃系列除增加了立式脉冲振动磁选机和高频振动细筛之外，又增加了1台MQY2100×3000的溢流型球磨机，用于高频振动筛筛上产物的进一步细磨。

这些技术措施使铁精矿品位从原先的61%提高到63%以上。

4.3精矿脱水工艺流程（1）一期系统铜精矿和铁精矿的脱水都采用两段脱水工艺。

第一段采用周边传动式浓密机；第二段铜精矿采用折带式真空过滤机，铁精矿采用内滤式圆筒真空过滤机。

由于过滤设备要求的技术参数不同，因此与之匹配的真空过滤系统中配置的辅助设备也有所不同。

（2）二期系统铜精矿和铁精矿的脱水都采用两段脱水工艺。

第一段脱水采用中心传动高效浓缩机；第二段脱水采用TT 系列特种陶瓷过滤机。

4.4尾矿回水工艺流程提高尾矿回水利用率是选厂降低生产水耗和选矿成本的主要措施。

由于尾矿库距离选厂较远，从尾矿库回水不现实，因此，一、二期系统均采用了厂前回水方案，即在生产厂区通过浓密机脱去大量溢流水，返回生产使用以降低“新水”（指从水源地取用的生产用水）消耗量。

脱去了大量水分的高浓度尾矿，从浓密机底部的排矿口流往尾矿输送泵站，再用水隔离泵加压，通过尾矿输送管道、沟渠送往尾矿库或井下充填制备站。

5小结通过以上几种矿石的试验，我们可以得到以下结论：①处理氧化矿时，使用混合捕收剂有利于提高浮选指标，降低药剂消耗，从而达到降低成本、增加经济效益的目的；②多段加药、分段浮选，有利于氧化矿石的浮选；③对氧化铜矿，硫化浮选法优于直接浮选法，可克服直接浮选法精矿品位低，泡沫发粘等缺陷；④流程结构对浮选指标影响颇大，如含泥高的矿石，应采用预先脱泥、泥砂分选工艺流程，并选择合适的中矿返回地点；⑤采用浸出或联合法处理氧化铜矿石，可以说是今后处理贫、细、杂矿石的一个方向，是选矿方法中的一个重要手段。

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本文提出的计算方法所需要的参数在起重机使用说明书中都可以查到，因此这种计算方法有一定的实用性。

更准确的计算方法要依赖于履带式起重机的制造厂家提供各项参数，或者由制造厂家直接提供各工况的最大接地比压图表，或相应的计算软件。

参考文献：[1]崔碧海.起重技术.重庆大学出版社.[2]姜建华.履带式起重机支承面的受力分析与计算.电力建设，1997年1期.[3]GBT14560-2011《履带起重机》.（上接第193页）181。