国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究.pdf

2 0 1 8 年第1 期有色金属 选矿部分3 3 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 8 ．0 1 ．0 0 7 国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究 李军，王露，李朋，许树栋，张红超 中国矿业大学 北京 化学与环境工程学院，北京1 0 0 0 8 3 摘要国外某低品位含铁氧化铜矿氧化率高，绿泥石含量大、易泥化，铁含量较高。根据以上矿石性质，采用 一次粗选、一次扫选、二次精选的硫氧混合浮选流程回收铜，浮选尾矿再经两段磁选回收铁，最终获得铜精矿铜品位 1 7 ．0 4 ％、铜回收率5 2 ．6 5 ％，铁精矿铁品位6 2 ．6 2 ％、全铁回收率6 4 ．1 8 ％、磁性铁回收率9 2 ．9 6 ％的指标。 关键词混合浮选；氧化铜矿；磁选 中图分类号T D 9 5 2 ．1 ；T D 9 2 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 8 0 1 - 0 0 3 3 - 0 5 E x p e r i m e n tS t u d yo nM i n e r a lP r o c e s s i n go faF o r e i g n L o wG r a d eI r o n - c o n t a i n i n gO x i d eC o p p e rO r e L ／J u n ，W A N GL u ，L IP e n g ，X US h u d o n g ，Z H A N GH o n g c h a o S c h o o lo fC h e m i c a la n dE n v i r o n m e n t a lE n g i n e e r i n g ， C h i n aU n i v e r s i t yo fM i n i n g T e c h n o l o g y B e i j i n g ，B e i j i n g1 0 0 0 8 3 ，C h i n a A b s t r a c t Al o wg r a d ef o r e i g no x i d ec o p p e ro r eh a sah i g ho x i d a t i o nr a t e ．h i g hc h l o r i t ec o n t e n tw h i c hi se a s yt o s l i m e ，h i g hi r o nc o n t e n t ．A c c o r d i n gt ot h eo r ep r o p e r t y ，o n er o u g h i n g ，o n es c a v e n g i n g ，a n dt w oc l e a n i n g ss u l f u ro x y g e n m i x e df o t a t i o np r o c e s sW a su s e dt or e c o v e r yc o p p e r ，t w os t a g m a g n e t i cs e p a r a t i o nW a su s e dt or e c o v e r yi r o nf r o m f l o a t a t i o nt a i l i n g s ．T h ef i n a li n d e xo b t a i n e dw a sc o p p e rc o n c e n t r a t ew i t hC ug r a d eo f1 7 ．0 4 ％a n dC ur e c o v e r yo f 5 2 ．6 5 ％，i r o nc o n c e n t r a t ew i t hF eg r a d eo f6 2 ．6 2 ％a n d 吼r e c o v e r yr a t eo f 醴1 8 ％，蛐F er e c o v e r yr a t eo f9 2 ．9 6 ％． K e yw o r d s m i x e df l o a t a t i o n ；o x i d ec o p p e ro r e ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n 铜是国民经济发展中不可替代的重要原料，目 前已经广泛应用于军事工业、电子、电气、通讯、建筑 等众多领域。随着经济的持续发展，铜需求量不断 增长，据预测2 0 0 0 年至2 0 2 5 年全球铜累计需求将 超过5 亿t ，全球铜资源供需形势不容乐观⋯。因 此，加强难选氧化铜的选别具有重要意义。 处理低品位氧化铜矿的方法主要有浮选法和化 学法。2J ，浮选法因其成本低廉而应用广泛。国外某 氧化铜矿具有铜品位低、氧化率高、结合相铜含量 高，绿泥石含量较高、易磨也易泥化，铁含量高等特 征。针对此类矿石，在其工艺矿物学研究基础上，采 用先硫化浮选铜，尾矿再磁选回收铁的流程，对铜和 铁进行回收，分选指标良好，从而为此类型铜矿石的 选别提供参考。 1 原矿性质 对此铜矿石进行化学多元素分析，结果见表1 。 收稿日期2 0 1 7 - 0 5 1 4修回日期2 0 1 7 - 1 2 1 3 作者简介李军 1 9 6 3 一 ，男，河北张家口人，硕士，副教授，硕士生导师。 表1 T a b l e1 原矿多元素分析结果 M u h i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t s o fr u n ．o f - m i n eo r e／％ 垂室垦盐 墅 些垫婴 鱼量Q Q Q Q Q 竺Q i Q 箜 1 单位为g ／t 。 由表l 可知，该矿石中主要有价元素为铜，品位 为0 ．7 1 ％；原矿中T F e 品位为3 0 ．1 0 ％，可进行综合 回收；原矿中银品位为1 2 ．3 0g ／t ，可作为有价伴生 元素回收，其它元素含量较低，不具有回收价值。 原矿中铜物相分析结果见表2 。 表2原矿铜物相分析结果 T a b l e2 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s e ，％ 万方数据 3 4 有色金属 选矿部分 2 0 1 8 年第1 期 由表2 可知，硫化铜含量较低，仅占总铜的 4 ．9 6 ％；氧化铜占有率达7 5 ．1 8 ％，氧化率较高；其 余的1 9 ．8 6 ％为难以回收的结合铜。 原矿x 衍射分析结果见表3 。结果说明，矿石 表3 T a b l e3 中主要脉石矿物为石英、绿泥石，其中绿泥石含量较 高，因此矿石易磨、易泥化；矿石中铁的存在形态为 磁铁矿、赤铁矿、针铁矿，其中磁铁矿约占铁类矿物 的4 5 ％，可采用弱磁选进行回收。 矿石X 衍射分析结果 x - r a yd i f f r a c t i o na n a l y s i so fr u n - o f - m i n e ，％ 矿物名称石英磁铁矿方解石普通辉石 赤铁矿斜长石非晶相绿泥石铁白云石针铁矿 含量1 286 2622 53 23 4 2 选矿工艺流程试验 2 ．1 试验流程确定 难选氧化铜的浮选方法是先硫化再浮选，其最 佳浮选p H 值为6 ．5 7 ．5 旧1 ，采用碳酸钠作为p H 值调整剂，对原矿进行先硫后氧浮选探讨试验J 、 硫氧混合浮选试验”J 。两者回收率相差不大，但由 于矿石硫化相含量仅4 ．9 6 ％，因此决定采用硫氧混 合浮选流程。原矿中铁品位较高，对浮选尾矿进行 磁选探讨试验，可获得合格铁精矿。结合矿石性质 与探讨试验结果，采用先浮选铜精矿后磁选铁精矿 的试验流程。 2 ．2 磨矿细度试验 试验流程见图1 ，试验结果见图2 。 原矿 药剂用量单位g ／t 3 ；碳酸钠10 0 0 p H l o 硫化钠20 0 0 硫蔑 3 ≥ 异戊基黄药2 0 0 ． 3 松醇油2 4 粗 选 精矿 尾矿 位m i n 图1 磨矿细度试验流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fg r i n d i n gf i n e n e s st e s t 由图2 可以看出，随着磨矿细度的增加，铜精矿 品位与回收率都先升高后降低。磨矿细度为 一7 4 岬含量7 0 ％时，品位达到最大值为2 ．3 8 ％，磨 矿细度为一7 4 炉含量占7 0 ％、8 0 ％时，回收率相差 不大，分别为4 6 ．1 9 ％、4 6 ．2 6 ％。磨矿细度为一7 4 岬 含量占9 0 ％时，回收率有所下降，因为矿石中绿泥石 含量较高，易泥化，恶化浮选指标旧J 。综合考虑选矿指 标和成本，确定粗选磨矿细度为一7 4 m 含量占7 0 ％。 瀑 碍 娶 回 ‘b 婆 罪 图2 磨矿细度试验结果 F i g ．2 R e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s st e s t 2 ．3 硫化剂用量试验 氧化矿浮选过程中加入硫化钠，可在氧化矿表面 生产一层易与黄药作用的硫化矿物膜，从而提高矿物 的可浮性。硫化钠用量过小矿物不能充分硫化，过大 则对硫化矿及已经硫化的氧化矿有抑制作用，因此， 在氧化矿的浮选中，应严格控制硫化钠用量1 。在硫 化过程中加入一定量的硫酸铵有助于氧化矿的硫化， 显著改善浮选效果邛o 。当硫化钠与硫酸胺用量配比 例为1 1 时，效果最好∽J ，在该比例下进行硫化剂用 量试验。试验流程按图1 进行，固定磨矿细度为一7 4 胂占7 0 ％，变化硫化剂用量，试验结果见图3 。 由图3 可以看出，随着硫化剂用量的增加，铜精 矿品位先降低后升高，回收率先升高再降低。硫化钠 硫酸铵用量为6 ．0k g ／t 时，铜精矿回收率达到最 高，为5 6 ．9 4 ％，此时品位为2 ．7 5 ％；硫化钠 硫酸铵用 量为8 ．0k g ／t ，回收率为5 0 ．3 2 ％，反而降低。其原因是 硫化钠用量少时，氧化铜硫化程度不足，回收率较低； 硫化钠用量过大时，对硫化铜和已硫化的氧化铜产生 抑制作用，同样影响回收率。综合考虑铜精矿品位、回 收率，最终选择硫化钠 硫酸铵用量为6 ．0k g ／t 。 2 ．4 捕收剂用量比例试验 氧化铜浮选中，捕收剂黄药与苯甲羟肟酸具有协 同作用0 | ，可提高氧化铜回收率。由于破碎的随机 万方数据 2 0 1 8 年第1 期李军等国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究 3 5 图3 硫化剂用量条件试验结果 F i g ．3 T h er e s u l t so fs u l f u f i z i n gr e a g e n td o s a g et e s t 性，导致氧化铜表面活性的不同，使氧化铜表面的硫 化区域区分为完全硫化区域、不完全硫化区域和完 全不硫化区域。完全硫化区域可看作硫化铜，用黄药 捕收；不完全硫化区域可由苯甲羟肟酸与黄药组合捕 收；不硫化区域用苯甲羟肟酸捕收。固定磨矿细度为 一7 4 m 占7 0 ％、硫化剂用量为硫化钠 硫酸铵3 ．0 3 ．0k ∥t 、异戊基黄药用量为1 5 0g ／t 进行捕收剂用 量比例试验，试验流程见图1 ，试验结果见图4 。 异戊基黄药与本冢羟肟酸用量比例 图4 捕收剂用量比例试验结果 F i g ．4 T h er e s u l t so fc o l l e c t o rd o s a g er a t i ot e s t 由图4 可知，随着苯甲羟肟酸用量比例的增加， 铜精矿回收率呈上升趋势，铜精矿品位呈下降趋势。 在异戊基黄药 苯甲羟肟酸用量比例为1 1 时，趋 于平衡，此时回收率为5 8 ．2 3 ％，品位为2 ．9 8 ％；苯 甲羟肟酸用量比例继续增大时，回收率变化不大，精 矿品位有所下降。综合考虑品位和回收率，选择异 戊基黄药与苯甲羟肟酸用量比例为1 1 。 2 ．5 捕收剂用量试验 固定磨矿细度为一7 4 仙m7 0 ％、硫化剂用量为 硫化钠 硫酸铵3 ．0 3 ．0k g ／t 、异戊基黄药与苯甲 羟肟酸用量比例定为1 1 ，进行捕收剂用量试验，试 验流程见图1 ，试验结果见图5 。 由图5 可知，随着捕收剂用量的增加，铜精矿回 图5 捕收剂用量试验结果 F i g ．5 T h er e s u l t so fc o l l e c t o rd o s a g et e s t 收率呈上升趋势，铜精矿品位却呈下降趋势。在异戊 基黄药 苯甲羟肟酸用量为2 6 0g ／t 时趋于平衡，此 时回收率为5 7 ．4 6 ％，品位为3 ．0 3 ％；捕收剂用量继 续增大时，回收率变化不大，过大用量捕收剂导致精 矿杂质增加，精矿品位持续下降。综合考虑品位和回 收率，选择异戊基黄药 苯甲羟肟酸用量为2 6 0g ／t 。 2 ．6 浮选开路试验 在条件试验基础上，进行开路试验。由于矿石 中硅酸盐矿物较多，易泥化，影响精矿品位，水玻璃 与六偏磷酸钠是良好的矿泥分散剂1 | 。对于该矿 石，在其用量为10 0 0 5 0 0g ／t 时，粗精矿品位可提 高1 ．2 0 ％左右，且回收率波动不大，因此在开路试 验中加人水玻璃和六偏磷酸钠。试验流程见图6 ， 试验结果见表4 。 表4浮选开路试验结果 T a b l e4R e s u l t so fo p e n c i r c u i tt e s tf 嘞 由表4 可以看出，开路试验最终得到铜精矿品 位1 8 ．5 9 ％、回收率4 2 ．6 9 ％。扫选2 所得中矿5 铜 回收率为1 ．8 8 ％、品位仅为0 ．8 2 ％，对提高回收率 意义不大；精选3 所得中矿l 铜回收率为7 ．3 0 ％、 品位为1 1 ．7 1 ％，可使精矿品位提高1 ．4 7 ％，提高幅 度较小，为简化流程，决定采用一次粗选、一次扫选、 两次精选的试验流程。 母、埒国奄奖幂 ∞ 弱 ∞ 帖 ∞ I 嚣 鲫 万方数据 ．3 6 ．有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第1 期 2 ．7 浮选闭路试验 在开路试验的基础上，进行一次粗选、一次扫 选、两次精选的闭路试验。由于中矿返回，浮选药剂 浓度增加，闭路试验中对药剂用量进行适当调整。 原矿 试验流程图见图7 ，试验结果见表5 。可见，经过一 次粗选、一次扫选、两次精选的闭路流程，最终获得 铜精矿品位1 7 ．0 4 ％、回收率5 2 ．6 5 ％的指标。 铜精矿中矿1 图6 浮选开路试验流程 F i g ．6 F l o w s h e e to fo p e n - c i r c u i tt e s t 原矿 精矿 图7 浮选闭路试验流程 F i g ．7 F l o w s h e e to fc l o s e d c i r c u i tt e s t 万方数据 2 0 1 8 年第1 期李军等国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究 3 7 表5浮选闭路试验结果 T a b l e5R e s u l t so fc l o s e d c i r c u i tt e s t／％ 2 ．8 浮选尾矿磁选铁试验 浮选闭路尾矿中全铁品位为3 0 ．2 1 ％，其中磁 性铁品位为1 9 ．6 9 ％，可进行磁选综合回收铁。试 验流程见图8 ，试验结果见表6 。 由表6 可以看出，浮选尾矿中铁的作业回收率 为6 5 ．3 6 ％，品位为6 2 ．6 2 ％，其中易回收的磁性 铁作业回收率为9 4 ．6 5 ％，铁的综合回收指标 较好。 表6 T a b l e6 浮选尾矿 铁精矿铁中矿 矿 图8 浮选尾矿磁选试验流程 F i g ．8 F l o w s h e e to ff l o t a t i o nt a i l i n g sm a g n e t i ct e s t 浮选尾矿磁选铁试验结果 T h er e s u l t so ff l o t a t i o nt a i l i n g sm a g n e t i ct e s t，％ 3结论 1 该矿石铜含量为0 ．7 l ％，矿石中主要可选铜 为氧化相铜，含量为7 5 ．1 8 ％，氧化率高，回收率不 易提高；矿石中含有大量绿泥石，易泥化，选别过程 中需要加入分散剂分散矿泥；原矿全铁含量 3 0 ．1 0 ％，其中磁性铁占全铁的6 5 ．1 5 ％，这部分铁 易富集，弱磁选即可进行回收。 2 采用先浮后磁的工艺流程，一次粗选、一次 扫选、两次精选的浮选流程回收铜精矿，浮选尾矿磁 选回收铁精矿，最终可获得铜精矿品位1 7 ．0 4 ％、回 收率5 2 ．6 5 ％，铁精矿品位6 2 ．6 2 ％、回收率 6 4 ．1 8 ％、磁性铁回收率9 2 ．9 6 ％的指标。 参考文献 [ 1 ] 本社编．资源宝藏[ M ] ．北京科学普及出版社， 2 0 1 2 3 3 2 ． [ 2 ] 温胜来．低品位氧化铜矿选矿技术综述[ J ] ．现代矿业， 2 0 1 0 2 5 7 - 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