普朗铜矿粗颗粒水力浮选实验研究

罗选旭; 封东霞; 童雄; 熊宇农; 罗亨通; 郭明龙; 董梦

doi:10.13779/j.cnki.issn1001-0076.2024.03.008

普朗铜矿粗颗粒水力浮选实验研究

1.
昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明 650093

2.
金属矿尾矿资源绿色综合利用国家地方联合工程研究中心，云南昆明 650093

基金项目: 国家自科基金地区基金项目（52264025）；云南省“兴滇英才支持计划”青年人才项目（KRD202221056）

详细信息

作者简介: 罗选旭（2000—），男，云南文山人，硕士研究生，主要从事矿物加工工程方面的研究，E-mail：14769276189@139.com; 封东霞，女，1989年出生，博士，副教授。2011年毕业于中国矿业大学（北京），获矿物加工工程学士学位；2017年毕业于昆士兰大学，获工学博士学位。主要从事表界面性质对矿物分选过程机理影响的研究，将基础理论与工程实际相结合，着重科研成果工程转化。2019年入选云南省“兴滇英才计划”青年人才专项，主持国家自然科学基金项目 2 项、省部级科研项目 2 项、校人才引进平台建设项目 1 项，作为主要参与人员参加地区基金及科技厅重点项目 8余项，发表学术论文30 篇，其中一作或通讯作者 20 篇。曾获第四届全国大学生创新论坛最优秀论文奖，2017 届优秀毕业博士论文奖等荣誉

通讯作者: 封东霞（1989—），女，副教授，硕士研究生导师，主要从事表界面性质对矿物分选过程机理影响的研究，E-mail：echofdx@sina.com。

中图分类号: TD952.1

收稿日期: 2024-05-20

刊出日期: 2024-06-15

HydroFloat Separation Tests of Coarse Particles from Pulang Copper Mine

1.
Faculty of Land Resources Engineering, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, China

2.
National & Regional Engineering Research Center for Gang Resources from Metal Mines, Kunming 650093, China

More Information

Corresponding author: FENG Dongxia, echofdx@sina.com

Received Date: 20 May 2024

Publish Date: 15 June 2024

摘要

摘要:
针对云南普朗斑岩型铜矿难磨难选的特点，在分析矿石性质的基础上进行粗颗粒水力浮选实验。矿石中的铜主要以黄铜矿形式赋存，钼主要以辉钼矿形式赋存，脉石矿物主要为石英及钠/钙长石。采用HydroFloat水力浮选机对粗颗粒铜钼矿进行混合浮选，达到抛尾目的，减少后续磨矿能耗。HydroFloat水力浮选机在传统流化床的基础上引入气泡，通过复合力场使粗颗粒悬浮后随气泡上升达到分选目的。经水力浮选后，可从铜品位0.39%和含钼0.009%的原矿浮选得到铜品位为0.73%、回收率为95.84%，钼品位为0.016%、回收率为92.05%的铜钼混合粗精矿，抛尾率可达48.80%。
- 斑岩型铜矿 /
- 粗颗粒 /
- 水力浮选 /
- 铜钼混合粗精矿
Abstract:
Porphyry copper mine from Yunnan is refractory both in grinding and separation. HydroFloat separation method was employed for coarse particle flotation based on the analysis of ore properties. The target minerals are clopyrite and molybdenite, and gangue minerals mainly quartz and sodium/calcium feldspar. After screening, bulk flotation was conducted with HydroFloat to cast away coarse gangue minerals, which subsequently reduce the energy consumption of further grinding. HydroFloat flotation induces air bubbles based on the traditional fluidized beds, where the suspended coarse particles rise along with bubbles under compound force field. With a tailing disposal rate of 48.80%, the grade of copper increased from 0.39% to 0.73% with a recovery of 95.84%, and the grade of molybdenum increased from 0.009% to 0.016% with a recovery of 92.05%.
- porphyry copper mine /
- coarse particles /
- HydroFloat separation /
- copper-molybdenum bulk rough concentrate

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图 1 水力浮选机结构示意图

Figure 1.

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图 2 水力浮选机工作原理

Figure 2.

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图 3 XRD分析结果

Figure 3.

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图 4 −500+106 μm颗粒光学显微镜图像

Figure 4.

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图 5 水力浮选实验流程

Figure 5.

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图 6 水力浮选实验流程

Figure 6.

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图 7 硅酸钠用量实验结果

Figure 7.

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图 8 石灰用量实验结果

Figure 8.

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图 9 捕收剂用量实验结果

Figure 9.

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图 10 充气量实验结果

Figure 10.

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图 11 水流量实验结果

Figure 11.

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图 12 加药速度实验结果

Figure 12.

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表 1 原矿多元素分析结果

Table 1. Multi−element analysis results of raw ore /%

元素	Cu	Mo	Mg	Si	S	Fe	Na	Ti	K	Ca
含量	0.36	0.008	1.57	29.77	0.38	2.32	2.14	0.62	3.73	2.41

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表 2 铜物相分析结果

Table 2. Copper physical phase analysis results of raw ore /%

铜物相	原生硫化铜	次生硫化矿	游离氧化铜	结合氧化铜	合计
铜含量	0.32	0.05	<0.005	<0.005	0.37
分布率	86.49	13.51	—	—	100.00

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表 3 不同粒级给料水力浮选实验结果

Table 3. Results of different particle size test of hydrofloat

粒级/μm	产品	产率/%	品位/%		回收率/%
粒级/μm	产品	产率/%	Cu	Mo	Cu	Mo
−830+150	混合粗精矿	23.79	0.96	0.023	63.43	60.79
	尾矿	76.21	0.17	0.005	36.57	39.21
	原矿	100.00	0.36	0.009	100.00	100.00
−830+106	混合粗精矿	25.79	1.04	0.022	68.77	63.04
	尾矿	74.21	0.16	0.004	31.23	36.96
	原矿	100.00	0.39	0.009	100.00	100.00
−500+150	混合粗精矿	28.80	0.92	0.023	66.24	69.00
	尾矿	71.20	0.19	0.004	33.76	31.00
	原矿	100.00	0.40	0.010	100.00	100.00
−500+106	混合粗精矿	31.69	0.98	0.021	77.64	73.94
	尾矿	68.31	0.13	0.003	22.36	26.06
	原矿	100.00	0.40	0.009	100.00	100.00

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表 4 捕收剂种类实验结果

Table 4. Results of collector type tests /%

药剂种类	产品	产率	品位		回收率
药剂种类	产品	产率	Cu	Mo	Cu	Mo
丁基黄药	粗精矿	35.55	0.94	0.021	83.54	82.04
	尾矿	64.45	0.10	0.003	16.46	17.96
	原矿	100.00	0.40	0.009	100.00	100.00
MCO	粗精矿	29.93	1.10	0.026	84.42	83.68
	尾矿	70.07	0.09	0.002	15.58	16.32
	原矿	100.00	0.39	0.009	100.00	100.00
丁铵黑药	粗精矿	25.05	1.28	0.028	78.20	78.81
	尾矿	74.95	0.12	0.003	21.80	21.19
	原矿	100.00	0.41	0.009	100.00	100.00

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