旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究_陈水波.pdf

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究 陈水波 1 黄晟 1 季安坤 2 魏转花 1 （1. 紫金矿业集团厦门紫金矿冶技术有限公司， 福建 厦门 361101； 2. 威海市海王旋流器有限公司， 山东 威海 264200） 摘要某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26， 主要铜矿物为孔雀石， 其次是辉铜矿、 硅孔雀石和斜硅铜矿， 脉石 矿物主要为泥质粉砂岩、 石英粉砂、 绢云母、 绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程， 大量消耗浮 选药剂， 影响浮选指标的问题， 对磨矿细度为-0.074 mm占64.04的矿石 （-0.010 mm占14.05） 优先选出硫化铜矿 物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明， 用旋流器脱出的产率为12.64、 铜 品位为4.82的细泥采用浸出工艺处理， 铜浸出率达95.26； 产率为87.36、 铜品位为3.32的沉砂采用硫化浮选 流程处理， 可获得铜品位为24.75、 铜回收率为67.47的铜精矿， 铜综合回收率为84.01； 而直接硫化浮选仅获得 铜品位为19.79、 铜回收率为75.09的铜精矿， 尾矿铜品位高达1.02。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比， 脱泥 浮选工艺更加平稳、 可控， 铜回收指标更理想， 浮选药剂用量更低， 是一种较有发展前景的工艺形式。 关键词高泥氧化铜矿石水力旋流器脱泥浸出浮选 中图分类号TD921.5， TD923.7文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -07-080-05 DOI10.19614/ki.jsks.201907014 Study on the Recovery Effect of High Slime Copper Oxide Ores Using Cyclone Desliming Chen Shuibo1Huang Sheng1Ji Ankun2Wei Zhuanhua12 （1. Zijin Mining Group Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co.， Ltd.， Xiamen 361101， China； 2. Weihai Haiwang Hydrocyclone Co.， Ltd.， Weihai 264200， China） AbstractThe copper grade of high slime copper oxide ores is 4.26， and the main copper minerals are malachite， fol- lowed by chalcocite，chrysocolla and shattuckite. The gangue minerals are mainly argillaceous siltstone，quartz silt，sericite and chlorite and so on. In view of the problem that the slime of copper oxide ores in the flotation process deteriorates the flota- tion， consumes a large amount of flotation agents and affects the flotation index， the flotation tests of direct sulphidizing flota- tion and mechanical desliming using cyclone were carried out for the ores with grinding fineness of -0.074 mm accounting for 64.04（-0.010 mm accounting for 14.05） ，and the copper sulfide ores were selected firstly. The results showed that the copper leaching rate of the fine slime （yield of 12.64 and the copper grade of 4.82 treated by cyclone）is 95.26 after leaching process. The copper grade ，copper recovery rate and copper comprehensive recovery rate of the underflow（yield of 87.36 and the copper grade of 3.32 treated by cyclone）is 24.75， 67.47 and 84.01 respectively，after two roughing flotation . The copper concentrate with copper grade of 19.79 and recovery rate of 75.09 were obtained by directly sul- phidizing flotation， and the copper grade of tailing reached up to 1.02. Compared with the direct flotation of high slime cop- per oxide ores，the desliming flotation process is more stable and controllable，and can get ideal copper recovery index and lower dosage of flotation agents， which is a prospecting process. KeywordsHigh slime copper oxide ores， Cyclone， Desliming， Leaching， Flotation 收稿日期2019-03-08 作者简介陈水波 （1986） ， 男， 工程师， 硕士 随着人类对铜资源需求量的不断增长， 易开采、 易选的原生硫化铜矿石资源逐渐减少， 开发利用难 选氧化铜矿石成为一种必然的趋势， 高泥氧化铜矿 石就属于典型的难选氧化铜矿石。矿泥一般指矿石 中粒度小于10 μm或小于5 μm的细粒级部分， 按其 来源不同， 可分为原生矿泥和次生矿泥。生产实践 表明， 当物料中含有较多矿泥时， 由于矿泥具有质量 小， 比表面大， 表面活性高等特点， 严重恶化浮选过 程， 导致精矿指标低， 药剂消耗量大， 精矿过滤脱水 困难等问题。因此， 此类矿石浮选前通常需进行脱 总第 517 期 2019 年第 7 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 517 July 2019 80 ChaoXing 泥处理， 以减小矿泥对浮选过程的影响 ［1-3］。 1矿石 矿石中可回收利用的金属矿物主要为铜矿物， 以孔雀石为主， 其次是辉铜矿、 硅孔雀石和斜硅铜 矿， 同时还有少量至微量的假孔雀石、 赤铜矿、 斑铜 矿、 黄铜矿等， 其他金属矿物极少； 脉石矿物以泥质 粉砂岩、 石英粉砂、 绢云母、 绿泥石等为主， 磨矿过程 中易泥化。矿石主要化学成分分析结果见表1， 铜的 分配情况见表2。 由表1可知， 矿石中有回收价值的元素为铜， 含 量为4.26。 由表2可知， 矿石中铜主要以孔雀石形式存在， 其次为辉铜矿形式存在； 浮选可回收的硫化铜矿物 理论分布率为19.02， 可回收的氧化铜矿物理论分 布率为67.42， 铜硬锰矿及其他矿物中的铜仅占总 铜的13.56。 2试验结果与讨论 2. 1粒度筛析试验 探索试验确定矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占64.04， 磨矿产品粒度筛析结果见表3。 由表3可知， 磨矿产品矿泥含量为14.05， 铜分 布率为13.81， 矿泥含量较高； 各粒级铜矿物富集现 象不太明显， 中间粒级略高。 2. 2旋流器脱泥试验 探索试验确定的矿石选别原则流程见图1， 硫化 铜浮选尾矿脱泥采用FX150型水力旋流器， 给矿压力 为0.2 MPa， 试验通过调整旋流器的沉砂口与溢流口 面积之比 （以下简称排口比） 来改变脱泥率 （即溢流产 率） ［4］， 不同排口比对应的脱泥试验结果见表4。 由表4可知， 随着排口比减小， 脱泥率增大， 矿泥 脱除越充分 ［5］； 溢流铜品位高于沉砂， 可能与氧化铜 矿物细泥密度较小或更易泥化有关。 2. 3沉砂浮选条件试验 沉砂浮选条件试验采用2次粗选流程。 2. 3. 1脱泥程度对浮选的影响试验 不同脱泥率情况下沉砂浮选试验粗选 1 分散 剂六偏磷酸钠用量为300 g/t， 硫化剂硫化钠用量为 1 600 g/t， 捕收剂戊基黄药丁铵黑药用量为15030 g/t， 起泡剂2油用量为10 g/t； 粗选2硫化钠用量为 500 g/t， 戊基黄药丁铵黑药用量为5010 g/t， 试验结 陈水波等 旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究2019年第7期 81 ChaoXing 果见图2。 由图2可知， 随着脱泥率的提高， 铜精矿铜品位 升高， 铜作业回收率先升高后维持在高位， 铜回收率 先升高后降低。这是因为随着脱泥率的增大， 矿泥 脱除越来越充分， 矿泥对氧化铜矿物浮选的影响越 来越小， 有利于分选效果的改善； 但过度脱泥则会导 致进入浮选作业的氧化铜矿物量减少， 进而引起铜 回收率的下降 ［6］。综合考虑， 确定合适的脱泥率为 12.64， 对应的旋流器排口比为0.84。 2. 3. 2硫化钠用量试验 粗选1硫化钠用量试验固定脱泥率为12.64， 粗 选1六偏磷酸钠用量为300 g/t， 戊基黄药丁铵黑药 用量为15030 g/t， 2油用量为10 g/t； 粗选2硫化钠 用量为500 g/t， 戊基黄药丁铵黑药用量为5010 g/t， 试验结果见图3。 由图3可知， 随着硫化钠用量的增大， 铜精矿品 位变化不大， 铜作业回收率、 铜回收率均先上升后下 降。表明适当增大硫化钠的用量， 可使氧化铜矿物 硫化更完全， 但过量则会抑制氧化铜矿物的上浮 ［7］。 因此， 确定粗选1硫化钠用量为1 600 g/t。 2. 3. 3戊基黄药丁铵黑药用量试验 粗选1戊基黄药丁铵黑药用量试验的脱泥率为 12.64， 粗选1六偏磷酸钠用量为300 g/t， 硫化钠用 量为1 600 g/t， 2油用量为10 g/t； 粗选2硫化钠用量 为500 g/t， 戊基黄药丁铵黑药用量为5010 g/t， 戊基 黄药丁铵黑药用量分别为9010、 12020、 15030 、 18040 g/t情况下的试验结果见图4。 由图4可知， 随着戊基黄药丁铵黑药总用量的 增大， 铜精矿品位下降， 铜作业回收率、 铜回收率均 呈先快后慢的上升趋势。这是因为随着戊基黄药 丁铵黑药用量的增大， 上浮矿物存在着从氧化铜矿 物单体到富连生体、 再发展到贫连生体的过程 ［8］。因 此， 确定粗选1戊基黄药丁铵黑药总用量为180 g/t， 即戊基黄药丁铵黑药用量为15030 g/t。 2. 4工艺对比试验 采用直接硫化浮选工艺和旋流器脱泥溢流浸 出沉砂硫化浮选工艺分别处理硫化铜矿物浮选尾 矿， 试验过程表明， 旋流器脱泥溢流浸出沉砂硫 化浮选工艺更加平稳、 可控， 试验流程分别见图5、 图 6， 结果见表5。 由图5、 图6、 表5可知 ①硫化铜矿浮选尾矿采 用图5所示的流程处理， 可获得铜品位为19.79、 铜 金属矿山2019年第7期总第517期 82 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ （2） 细度为-0.074 mm 占 64.04的磨矿产品矿 泥 （-0.010 mm） 产率为14.05， 优先选出硫化铜矿物 后， 再直接进行硫化浮选， 可获得铜品位为19.79、 铜回收率 （对硫化铜矿浮选尾矿） 为75.09的铜精 矿， 尾矿铜品位较高， 达1.02。 （3） 硫化铜矿物浮选尾矿用旋流器脱出的作业 产率为12.64、 铜品位为4.82的细泥采用浸出工艺 处理， 铜浸出率达95.26； 作业产率为87.36、 铜品 位为3.32的沉砂采用硫化浮选流程处理， 可获得铜 品位为24.75、 铜回收率 （对硫化铜矿浮选尾矿） 为 67.47的铜精矿， 铜对硫化铜矿浮选尾矿的综合回 收率为84.01。 参 考 文 献 王鹏程， 陈志勇， 曹志明， 等. 氧化铜矿的选矿技术现状与展望 ［J］ . 金属矿山， 2016 （5） 106-112． Wang Pengcheng， Chen Zhiyong， Cao Zhiming， et al. 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