国内某高细泥氧化铜矿选矿试验.pdf

第6 卷第2 期 2016 年4 月 有色金属工程 N o n f e r r o u sM e t a l sE n g i n e e r i n g V 0 1 ．6 ．N o ．2 A p r i l2016 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．2 0 9 5 1 7 4 4 ．2 0 1 6 ．0 2 ．0 1 2 国内某高细泥氧化铜矿选矿试验 戴柯进1 ⋯，陈代雄2 ，张芹1 ⋯，胡波2 ，王天正1 ⋯，陈婉琦1 ’3 1 ．武汉科技大学资源与环境工程学院，武汉4 3 0 0 8 1 ；2 ．湖南有色金属研究院，长沙4 10 10 0 ； 3 ．冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室，武汉4 3 0 0 8 1 摘要国内某高细泥氧化铜矿氧化率高，铜矿物种类多，主要为氧化铜并含有部分次生硫化铜。原矿中铜矿物嵌布粒度细，含 泥量高，致使铜精矿品位和回收率不高。根据矿石性质特点研究采用硫氧混合浮选的原则工艺流程，原矿在磨矿细度为8 5 ．3 ％ 一7 4I , L m ，矿浆浓度为2 7 ．3 2 ％条件下，采用C M C 作为矿泥分散抑制剂，硫化钠作为活化剂，丁基铵黑药作为捕收剂，松醇油作为起 泡剂的药剂制度，获得铜精矿含铜2 9 ．8 9 ％、铜回收率6 4 ．2 0 ％的选矿指标。 关键词浮选；氧化铜矿；高泥质；低浓度；硫氧混浮 中图分类号T D 9 2 3 ；T D 9 5 2文献标志码A文章编号2 0 9 5 ．1 7 4 4 2 0 1 6 0 2 - 0 0 5 2 - 0 5 E x p e r i m e n to nF l o a t a t i o no faD o m e s t i cO x i d i z e dC o p p e rO r ew i t hH i g hF i n eM u d C o n t e n t D A IK e j i n l ”，C H E ND a i x i o n 9 2 ，Z H A N GQ i n l 一，H UB 0 2 ，W A N GT i a n z h e n 9 1 ⋯，C H E NW a n q i l t 3 1 ．S c h o o lo fR e s o u r c ea n dE n v i r o n m e n t a lE n g i n e e r i n g ，W u h a nU n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n dT e c h n o l o g y ，W u h a n4 3 0 0 81 ，C h i n a ； 2 ．H u n a nR e s e a r c hI n s t i t u t ef o rN o n f e r r o u sM e t a l s ，C h a n g s h a4 1 0 1 0 0 ，C h i n a ； 3 ．H u b e iK e yL a b o r a t o r yf o rE f f i c i e n tU t i l i z a t i o na n dA g g l o m e r a t i o no fM e t a l l u r g i c M i n e r a lR e s o u r c e s ，W u h a n4 3 0 0 81 ．C h i n a A b s t r a c t Ad o m e s t i co x i d i z e dc o p p e ro r eh a sah i g hf i n em u dc o n t e n ta n do x i d a t i o nr a t ei sh i g ht o o ． T h ec o p p e ro r es p e c i e si sal o ta n dv e r yf i n ed i s s e m i n a t e d ．A c c o r d i n gt ot h ec h a r a c t e r i s t i c so ft h eo r e p r o p e r t i e s ，u s i n gt h ep r i n c i p l eo fs u l f u ro x y g e nm i x e df l o t a t i o np r o c e s s ，t h eo r eg r i n d i n gf i n e n e s si s 6 7 ．8 ％一7 4 m ，p u l pc o n c e n t r a t i o ni s2 7 ．3 2 ％，u n d e rt h ec o n d i t i o no ft h eC M Ca sas l i m ed i s p e r s i n g i n h i b i t o r s ，s o d i u ms u l f i d ea sa c t i v a t o r ，a m m o n i u md i b u t y ld i t h i o p h o s p h a t ea sc o l l e c t o r ，p i n ec a m p h o ro i l a sf r o t h e r ．T h ec o p p e rc o n c e n t r a t eg r a d ei s2 9 ．8 9 ％，c o p p e rr e c o v e r yi s6 4 ．2 0 ％． K e yw o r d s f l o a t a t i o n ；o x i d ec o p p e ro r e ；h i g hm u dc o n t e n t ；l o wp u l pc o n c e n t r a t i o n ；s u l f u ro x y g e n m i x e df l o t a t i o np r o c e s s 我国铜矿资源居世界第7 位，其中氧化铜约占 四分之一，约有超过10 0 0 万t 的金属储量。我国铜 资源主要分布在西部，如西藏、新疆、云南等都有巨 大的铜矿产资源储量。由于我国氧化铜矿多具有品 位低、嵌布细、含泥多、处理难等特点，使这些难选氧 化铜矿成为选矿的一个难题。随着高品位硫化铜矿 资源的不断减少，提高我国铜矿资源利用率，加强对 难选氧化铜矿资源的开发利用有十分重要的意义。 试验中原矿取自西藏海拔30 0 0m 以上高寒地 收稿日期2 0 1 5 ．1 l - 0 3 作者简介戴柯进 1 9 9 0 一 ，男，湖北襄阳人，硕士研究生，主要从事 有色金属选矿等方面研究。 区的某大型铜矿床，属于非常具代表性的高泥质氧 化铜矿石，开采最终境界内矿岩总量超过20 0 0 万t ， 日处理量为10 0 0t ／d 。原矿含铜品位高、氧化率高， 结合率高，含泥量大。原有工艺采用湿法浸出的方 式回收矿石中的铜，回收率在2 0 ％～4 0 ％。一方 面，原矿含泥量非常高，造成浸出过程中渗透性能 差，耗酸高，浸出率低，另一方面，酸浸法产生大量酸 性工业废水，重金属离子含量高，对环境造成严重污 染，处理成本高。因此，研发低成本、高效率、绿色环 保的选矿工艺不仅对该矿山可持续发展，而且对同 类型矿山的高效利用都有着重要意义。系统的条件 试验和闭路试验结果表明，采用浮选方法，可以实现 对其中有用金属在低成本下的高效回收⋯，获得 铜精矿含铜2 9 ．8 9 ％、铜回收率6 4 ．2 0 ％。 万方数据 第2 期戴柯进等国内某高细泥氧化铜矿选矿试验 1原矿性质 原矿镜下分析表明，铜矿物以孔雀石、蓝铜矿、 辉铜矿为主，氧化铜的分布率为8 4 ．8 9 ％，孔雀石整 体上粒度较粗，多在0 ．0 3m m 以上，主要在0 ．0 3 ～ 0 ．3 0m m 及0 ．8 ～2 ．0m m ，蓝铜矿的产出形式较简 单，主要与孔雀石共生，其次分布于脉石矿物中或与 铜锰铝硅氧化结合物嵌生，蓝铜矿的嵌布粒度较粗， 多在0 ．0 3m m 以上。矿石中的次生硫化铜主要是 辉铜矿，铜矿的分布较集中，主要分布于孔雀石、脉 石矿物中或呈细粒状包裹于褐铁矿中，粒度嵌布不 均匀，主要在0 ．0 1 ～0 ．1 0m m 。少量赤铜铁矿、蓝辉 铜矿及水胆矾、块铜矾等铜矾类矿物，微量黄铜矿、 铜蓝、自然铜、硅孔雀石、赤铜矿、斑铜矿等。脉石矿 物主要是黏土矿物，其次为石英，少量绢云母、蛋白 石、玉髓、石膏、长石、石榴石、方解石、磷灰石等。黏 土矿物以高岭石为主，含少量铜、锰、铁、钙等杂质。 部分高岭石由于吸附作用或机械混入微量的铜。原 矿化学成分与物相组成分别如表l 和表2 所示。 表1矿石的主要化学成分 T a b l e1M a i nc h e m i c a lc o m p o s i t i o no fr u n o f - m i n eo r e／％ 堕坌 竺 垒竺竺竺竺受 竺坚竺竺 竺型 含量4 ．2 4 2 0 ．1 80 ．6 70 ．0 43 6 ．6 81 9 ．4 50 ．0 90 ．1 9 0 ．0 30 ．1 2 1 2 A u l O ．1 3 1 单位为g ／t 。 表2 铜的化学物相组成 T a b l e2M a i nm i n e r a lc o m p o s i t i o na n dr e l a t i v ec o n t e n t o fc o p p e rp h a s e／％ 由表l 和表2 可知，矿石中可供选矿回收的主 要元素是铜，品位为4 ．2 4 ％，其他有价金属综合利 用的价值不大。矿石中含有一定量的银、金，可考虑 综合回收这部分贵金属。矿石中需要排除或降低的 脉石组分主要是S i O ，和A 1 O ，，两者合计含量为 5 6 ．1 3 ％。矿石中铜的赋存状态复杂，主要以自由氧 化铜和结合氧化铜形式存在，分布率分别为 3 5 ．8 4 ％和4 9 ．0 5 ％，其次以次生硫化铜的形式存 在，分布率为1 3 ．2 l ％，赋存于原生硫化铜中的铜较 少，分布率仅为1 ．8 9 ％。 2 试验结果与讨论 矿石中铜矿物赋存状态和分布形式十分复杂。 首先，原矿中铜氧化率达到8 4 ．8 9 ％，其中结合氧化 铜高达4 9 ．0 5 ％；其次，部分铜矿物以赤铜铁矿或者 铁矿物中含铜存在，该部分铜矿物无法用浮选的方 式回收或品位不高；最后，脉石矿物主要是黏土矿 物，药剂消耗大。因此试验决定采用硫氧混合浮选 原则工艺流程，经球磨后，在浮选机中搅拌加入硫化 钠和C M C ，搅拌1m i n 后加入丁基铵黑药和松醇油， 继续搅拌1m i n 后进行浮选，泡沫产品作为铜粗 精矿。 2 ．1 磨矿细度试验 磨矿细度试验流程及药剂用量如图1 所示，原 矿经球磨后在不同细度条件下进行浮选，先后加入 硫化钠4 ．0k g ／t 和C M C2 0 0g ／t 以及丁基铵黑药 5 0 0g ／t 和松醇油1 2 5g ／t ，各搅拌1m i n 后进行浮 选，浮选时间3m i n ，分别得到铜粗精矿和尾矿，结果 如图2 所示。 药剂} } j 量单位￡ 浮选殷搅拌时删1 铜丰十i 精矿 度变量 C M C 舢X H l 2 1 1 l 娶药 松醇油5 1 X 1 2 图1 磨矿细度试验流程 F i g ．1 P r o c e s so fG r i n d i n gf i n e n e s sc o n d i t i o n s t e s tw i t hb a l lm i l l 图2 结果表明，随着磨矿细度的增加，铜粗精矿 回收率上升，铜品位先增加后降低。磨矿细度为 5 7 ．5 ％一7 4 斗m 时，品位和回收率都很低。磨矿细 度为7 7 ．8 ％一7 4 斗m 时，品位1 5 ．8 8 ％，回收率 4 7 ．3 2 ％。细度为8 5 ．3 ％一7 4 m 和9 3 ．9 ％一7 4 斗m 时品位和回收率均较高。由于原矿中含有大量 黏土成分，且在磨矿过程易过粉碎产生大量的次生 泥，应该尽量减少原生及次生泥的含量H 1 。综合考 虑减少能耗节约成本，选取合适的铜粗选磨矿细度 万方数据 有色金属工程第6 卷 l ；jr “lf S7 I l7 5H f J牲f ‘H l。J I 磨矿细度 一7 4u m ，％ 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 sc o n d i t i o n st e s t 为8 5 ．3 ％一7 4 斗m ，此时粗精矿品位1 9 ．7 3 ％，铜回 收率4 8 ．0 8 ％。 2 ．2 矿浆浓度试验 在磨矿细度8 5 ．3 ％一7 4l x m ，C M C 用量2 0 0 g ／t ，硫化钠用量4 ．0k g ／t ，丁基铵黑药用量5 0 0g ／t ， 松醇油用量1 2 5g ／t 的条件下进行矿浆浓度试验，结 果如图3 所示。 矿浆浓度脱 图3 矿浆浓度试验结果 F i g ．3 R e s u l t so fp u l pc o n c e n t r a t i o nt e s t 对于含泥量高的难选氧化铜矿，在不影响选矿 指标的前提下应该尽量降低浮选矿浆浓度。试验结 果表明，随着矿浆浓度的增加铜回收率和铜精矿品 位都下降，浓度为1 5 ．5 7 ％时效果最好，品位为 2 2 ．4 3 ％，回收率4 8 ．8 ％。浓度为2 1 ．6 3 ％和 2 7 ．3 2 ％时浮选效果略微降低，在保证铜品位和回收 率前提下，考虑到矿浆浓度过低时，精选以及扫选浓 度随之降低，生产效率较低“ J ，选取适宜的矿浆浓 度为2 7 ．3 2 ％，此时铜粗精矿品位2 0 ．7 8 ％，回收 率4 6 ．9 4 ％。 2 ．3 C M C 用量试验 在磨矿细度8 5 ．3 ％一7 4 斗m ，矿浆浓度 2 7 ．3 2 ％，硫化钠用量4 ．0k g ／t ，丁基铵黑药用量5 0 0 g ／t ，松醇油用量1 2 5g ／t 的条件下进行C M C 用量试 验，结果如图4 所示。 由图4 可知，铜粗精矿品位随着C M C 用量增加 而增加，当用量大于2 5 0g ／t 时品位较高，在2 5 ％左 右，用量为1 0 0g ／t 时品位只有2 0 ．1 9 ％。而回收率 随着C M C 用量增加而减少，用量为1 0 0g ／t 时回收 率最高达到5 1 ．8 6 ％，用量为3 5 0g ／t 时回收率最低 为4 6 ．4 2 ％，用量在1 5 0 ～3 0 0g ／t 时回收率下降不 明显。综合考虑采用C M C 用量2 5 0g ／t ，精矿品位 为2 4 ．4 4 ％，铜回收率4 8 ．7 3 ％。 2 5 图4C M C 用量试验结果 F i g ．4 R e s u l t so fC M Cd o s a g et e s t C M C 属阴离子型纤维素醚类，通常以钠、钾、铵 盐形式存在，是纤维素的一种，纤维素分子由2 几个 葡萄糖分子构成，将纤维素分子上伯醇基的氢原子 用羧甲基取代即得到羧甲基纤维素，这些基团被羧 甲基醚化的多少称为醚化度，醚化度越高抑制性能 越好。 C M C 抑制机理是降低硅酸盐矿物表面的接触 角，使泥质脉石亲水，可浮性变差。同时，改变矿物 表面电位，减少矿物颗粒间的同相与异相凝聚，使脉 石矿物表面带负电，起到分散的效果。通过红外光 谱研究发现，C M C 分子上的羧基与脉石矿物表面阳 离子形成静电吸引，而C M C 分子的烃基与水形成氢 键从而使脉石矿物亲水。 还有一种说法是，羧甲基纤维素在水中发生不 完全电离，成为荷负电的胶束状态阴离子，与带正电 的脉石矿物发生静电吸引，使其受到抑制。 2 ．4 硫化钠用量试验 在磨矿细度8 5 ．3 ％一7 4 肛m ，矿浆浓度 2 7 ．3 2 ％，C M C 用量2 5 0s ／t ，丁基铵黑药用量5 0 0g ／ t ，松醇油用量1 2 5g ／t 的条件下进行硫化钠用量试 验，结果如图5 所示。 结果表明，随着硫化钠用量的增加铜回收率逐 ∥ 皋 ／一 位收 夕 品回 夕 蛰／ 8 6 4 述g 哩 万方数据 第2 期戴柯进等国内某高细泥氧化铜矿选矿试验 5 5 H1 } ； ，一一一“一 c 确 o c l 铺位 ，f ，- 。叫收率 1 弭 罗 兰 口 ‘ 簪 i j 2 兰 2 I 。 训 j ～～～，，、 _ 、二 ‘’ ■I J l I j f I i { l 硫化钠用量／ k g t - 1 图5 硫化钠用量试验结果 F i g ．5 R e s u l t so fs o d i u ms u l p h i d ed o s a g et e s t 渐降低，而品位逐渐升高后降低。硫化钠用量为3 ．0 k g ／t 和4 ．0k g ／t 时指标接近，品位接近2 3 ．5 ％，回收 率为5 7 ％左右。用量为5 ．0k g ／t 时，品位2 5 ．5 4 ％， 回收率5 5 ．2 4 ％。硫化钠用量大于6 ．0k g ／t 浮选指标 恶化。综合考虑，选取硫化钠用量为5 ．0k g ／t 。 硫化钠作用机理是将氧化铜表面硫化生成硫化 膜，使矿物表面疏水，促进捕收剂与氧化铜矿物的吸 附。硫化过程中起主要作用的为H S 一，试验表明， H S 一低于一定浓度时，促进浮选效果，使捕收剂更好 地吸附在矿物表面，矿物上浮。高于一定浓度时，抑 制捕收剂在矿物表面的吸附。因此，选取5 ．0k g ／t 为适宜的硫化钠药剂用量旧8 。。 2 ．5 丁基铵黑药用量试验 在磨矿细度为8 5 ．3 ％一7 4 斗m ，矿浆浓度为 2 7 ．3 2 ％，C M C 用量为2 5 0g ／t ，硫化钠用量为5 ．0 k g ／t ，松醇油用量为1 2 5g ／t 的条件下进行丁基铵黑 药用量试验，结果如图6 所示。 j ～～。j 一二≤ 一一_ 弭 矿 一地 孚毒 羔2 { 。．训球 i 3 堇 m { ‘ 1 j ‘⋯tJ 『化一拍 j一二一也土牢 ‘ ‘。1 一U ～L 5 I J5 j I }“I I 7 5 0 丁基铵黑药用量， g t 一1 图6 丁基铵黑药用量试验结果 F i g ．6 R e s u l t so fa m m o n i u md i b u t y l d i t h i o p h o s p h a t ed o s a g et e s t 试验结果表明，随着丁基铵黑药用量的增加，铜 回收率增加，铜品位开始基本不变，当丁基铵黑药用 量大于6 0 0g ／t 时，铜品位急剧下降而回收率变化不 大，用量达到8 0 0g ／t 时品位只有1 3 ．5 5 ％。丁基铵黑 药用量为6 0 0g ／t 时品位2 4 ．5 4 ％、回收率5 5 ．4 4 ％，指 标较好，丁基铵黑药适宜用量为6 0 0g ／t 。 2 ．6 开路试验 在条件试验的基础上进行全流程开路试验，试 验流程如图7 所示，结果如表3 所示。 表3 开路试验结果 T a b l e3R e s u l t so fo p e n c i r c u i tt e s t ／％ 2 ．7 闭路试验 在开路试验的基础上，将中矿和扫选精矿顺序 返回进行闭路试验，结果如表4 所示。从表4 可以 看出，原矿在磨矿细度为8 5 ．3 ％一7 4I x m ，矿浆浓度 2 7 ．3 2 ％，C M C 用量2 5 0g ／t ，硫化钠用量5 ．0k g ／t ， 丁基铵黑药用量6 0 0g ／t 的条件下，采用硫氧混合浮 选的工艺流程，C M C 作矿泥分散剂和脉石抑制剂， 硫化钠作为活化剂，丁基铵黑药作为捕收剂，松醇油 作为起泡剂，闭路试验可以获得铜精矿含铜 2 9 ．8 9 ％，铜回收率6 4 ．2 0 ％的选矿指标。 表4 闭路试验结果 T a b l e4R e s u l t so fc l o s e d c i r c u i tt e s t／％ 3结论 原矿含有大量黏土矿物，矿石在磨矿过程中极 易产生大量次生泥，因此在磨矿作业中尽量避免或 者少产生该部分物质，减少次生泥对铜矿物浮选的 影响。适当降低矿浆浓度有利于提高选矿指标。 调整剂C M C 在起到分散矿泥作用的同时对其 他脉石矿物有一定的抑制作用，对铜矿物基本没有 抑制作用，适量加入可提高铜粗精矿浮选效果。 下转第1 0 0 页，C o n t i n u e do nP 1 0 0 万方数据 1 0 0有色金属工程 第6 卷 物的处理研究进展[ J ] ．中国资源综合利用，2 0 0 7 ， 2 5 2 2 2 - 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