半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率.pdf

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 5 ．0 4 ．0 0 4 半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的 选铜回收率 胡海祥1 ，一，范作鹏3 ，牛桂强3 ，刘海龙3 ，王攀志3 1 ．江西理工大学应用科学学院，江西赣州3 4 1 0 0 0 ；2 ．山东黄金集团有限公司博士后科研工作站， 济南2 5 0 1 0 0 ；3 ．山东黄金集团有限公司焦家金矿，山东莱州2 6 1 4 4 1 摘要随着矿产资源的不断开采，入选矿石品位下降，为了提高矿物的回收率，中矿再磨是行之有效的方法。在对某硫 化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上，提出半优先浮选与中矿再磨新工艺，在铜精矿品位不低于原工艺的前提下，探索了磨 矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明，独立精选段优先浮出了大量易浮铜，体现了“早收快 收”的原则，中矿再磨能有效地降低粗粒级的产事，謦离出中矿粗颗粒中的有用矿物，使中矿不断地选择性磨矿、浮选，有利于 提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明，铜精矿回收率从8 7 ．2 2 ％提高至9 2 ．1 5 ％。新工艺具有选矿效率高，操作稳定等特 点，为类似硫化铜矿选矿厂工艺改进提供了借鉴。 关键词中矿再磨；半优先浮选；独立精选；硫化铜矿石；铜回收率 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 5 0 4 - 0 0 1 4 - 0 4 I m p r o v i n gR e c o v e r yo fC o p p e rS u l p h i d eO r eb y “H a l fS e l e c t i v eF l o t a t i o na n d M i d d r m gR e g r i n c H n g ” H UH a i x i a n g ’”，F A NZ u o p e n g J ，N I UG u i q i a n 9 3 ，L I UH a i l o n 9 3 ，W A N GP a n z h i ’ J 。S c h o o lo f A p p l i e dS c i e n c e s ，J i a n g x iU n i v e r s i t yo f S c i e n c ea n dT e c h n o l o g y ，C , a n z h o uJ i a n g x i3 4 1 0 0 0 ，C h i n a ； 2 ．P o s t d o c t o r a lS c i e n t i f i cR e s e a r c hW o r k s t a t i o n ，S h a n d o n gG o l dG r o u pC o ．，L t d ．，五’n a R2 5 0 1 0 0 ，C h i n a ； 3 ．J i a o j i aG D 纪J l 矗n e ，S h a n d o n gG o l dG r o u pC o ．，L t d ．，L a i z h o uS h a n g d o n g2 6 1 4 4 1 ，C h i n a A b s t r a c t W i t ht h ec o n t i n u e de x c a v a t i o no fn o n f e r r o u sm i n i n gr e s o u r c e s ，t h eg r a d eo fr u n - o f - m i n eo r e d e c l i n e s ，i no r d e rt oi n c r e a s et h er e c o v e r yo fn o n f e r r o u sc o p p e r ，m i d d l i n gr e s r i n d i n gi so n eo fa ne f f e c t i v em e t h o d s ． B yi n v e s t i g a t i n gt h e 面g i n a lp r o c e s s ，t h ep a p e rp r e s e n t e dt h en e wf l o w s h e e to f ”s t e p b y - s t e pf l o t a t i o na n dt w o g r i n d i n g s ”，u n d e rt h ep r e m i s eo fc o n c e n t r a t eg r a d ew a sn o tl e s st h a no r i g i n a lp r o c e s s ，I tw e r er e s e a r c h e dt h a tt h e i n f l u e n c eo nn e wf l o w s h e e ta b o u tt h eg r i n d i n gf i n e n e s s ，l i m ed o s a g ea n dc o l l e c t o rd o s a g e ．I tW a ss h o w e dt h a t i n d e p e n d e n tc l e a n i n gf o a t e dal a r g en u m b e ro fc o p p e re a s i l yb ya n a l y z i n gt h ep h a s eo fc o n c e n t r a t i o na n de m b o d i e d t h e ”e a r l y f a s ta c c e p t ”i m p o r t a n tf l o t a t i o np u r p o s e ．M i d d l i n g , ℃s r i n d i n gs t a g ec o u l de f f e c t i v e l yr e d u c et h ec o a l t 暑e g r a i ny i e l d ，l i b e r a t e du s e f u lm i n e r a l si nt h ec o a l 售ep a r t i c l e s ，m a k e dt h em i d d l i n g ss e l e c t i v e l yg r i n d e da n df l o a t e d ， a l s om a k e df o ri m p r o v i n gt h er e c o v e r yr a t eo fc o p p e r ．C l o s e d - c i r c u i tt e s tr e s u l t ss h o w e dt h a tt h ec o p p e rc o n c e n t r a t i o n r e c o v e r yr a t ef r o m8 7 ．2 2 ％t o9 2 ．15 ％．N e wf l o w s h e e tw a sc h a r a c t e r i z e db yah i s hs e p a r a t i o ne f f i c i e n c y ，s t a b l e o p e r a t i o n ，e t c ，i tp r o v i d e dt h er e f e r e n c e sf o rt h es i m i l a rc o p p e rm i l lp l a n t ． K e yw o r d s m i d d l i n gr e g r i n d i n g ；h a l fs e l e c t i v ef l o t a t i o n ；i n d e p e n d e n tc l e a n i n g ；c o p p e rs u l p h i d eo r e ； r e c o v e r yo fc o p p e r 随着铜矿资源的日益贫化，人选矿石品位逐渐 下降。我国铜矿资源总储量62 4 3 万t ，居世界第7 位，但人均拥有量低于世界平均水平，而我国经济正 处于高速发展时期，铜资源的消耗速度较西方工业 基金项目山东省博士后创新基金项目 2 0 1 3 0 2 0 1 3 ；山东黄金集团有限公司博士后科研项目 1 3 A 3 0 0 2 ；江西理工大学校级科研基金重点项目 N S F J 2 0 1 4 一K 0 4 收稿E t 期2 0 1 3 1 0 - 1 5 修回日期2 0 1 5 - 0 3 - 2 6 作者简介胡海祥 1 9 7 9 一 ，男，江西赣州人，博士，副教授，研究方向为工艺矿物学及磨矿分级与浮选。 万方数据 2 0 1 5 年第4 期有色金詹 选矿部分1 5 发达国家快⋯，提高选铜效率是在有限的铜矿资源 下提高铜资源高效利用的方法之一。过去，学者们 对如何提高选铜效率作了大量研究，主要方法包括 1 提高磨矿细度。这种做法增加了有用矿物的解 离度心J ，多数情况下可提高选铜效率，但会增加磨矿 成本、易使粗嵌布粒度矿物过磨泥化，部分易浮铜矿 物过磨而损失在尾矿中。 2 增加药剂用量。常用 的做法是增加捕收剂和抑制剂的用量，采取“重拉重 压”的做法。4J ，这种做法既增加药剂消耗，同时给 药剂带来的环境污染更加严重。 3 混合用药[ 5 。7 】。 同时添加酯类和黄药药剂，虽然浮选回收率有所提 高，因酯类药剂的溶解性差，黄药率先吸附在矿物表 面，酯类药剂的作用难以充分发挥，且混合用药的同 时没有足够重视细度对选矿指标的影响。 4 粗精 矿再磨或中矿再磨【8 qJ 。此方法有效地解离了连生 体中矿，但没有足够重视一段磨矿的细度对整体工 艺的影响，且药剂制度单一，难以达到最优浮选效 果。本文作者在对某高硫铜矿石浮选工艺流程考察 的基础上，提出结合半优先浮选与中矿再磨的薪工 艺，探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量等影响 因素，研究结果表明新工艺能较为显著地提高了选 铜效率，且操作稳定，为类似铜选矿厂提供了研究基 础和参考。 1 试验研究 1 ．1 矿石性质 原矿多元素分析结果见表1 。 表l原矿多元素分析结果 T a b l e1M u l t i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l to fr u n - o f - m i n eO r e ／％ 堡坌生些 垫 坐 生 鱼量旦 垄 丝 竺竺塑竺 垄 丝 1 单位为g ／t 。 从表l 可知，该矿石是高硫矿石，硫含量为 1 6 ．2 4 ％，伴生矿物金、银可同时回收。铜物相分析 结果显示原生硫化铜品位为0 ．4 4 5 ％、占6 1 ．3 8 ％， 次生硫化铜品位为0 ．2 0 7 ％、占2 8 ．5 5 ％，结合氧化 铜品位为0 ．0 3 8 ％、占5 ．2 4 ％，自由氧化铜品位为 0 ．0 2 2 ％、占3 ．0 3 ％，可溶铜品位为0 ．0 1 3 ％、占 1 ．7 9 ％。次生硫化铜比例较高，且含有氧化铜等，表 明矿石较为难选。 岩矿鉴定结果表明矿石中有用硫化矿物主要为 黄铜矿和黄铁矿，并含少量辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、 斑铜矿、白铁矿、胶黄铁矿。脉石矿物主要为石英、 石榴石和方解石。黄铜矿多呈不规则状，黄铜矿与 黄铁矿常沿其裂、问隙相互充填，黄铜矿有时呈细小 包裹体出现在黄铁矿中，常与辉铜矿、蓝辉铜矿、铜 蓝、斑铜矿等其它铜矿物中的一种或多种相连生。 闪锌矿中偶见乳滴状黄铜矿出现，粒度多小于5 p ．m 。黄铁矿属含量最高的金属矿物，多呈不规则 状、半自形粒状。偶见小于2 0 岬星点状或极不均匀 密集集合体；铜矿物、铅锌矿物与黄铁矿常沿其裂、 间隙充填、交代。白铁矿多呈不规则，常与黄铁矿紧 密共生。 1 ．2 工艺流程对比分析 原工艺整体采用优先浮选流程，分为优先选铜、 选硫系统。选铜系统采用一次开路磨矿，磨矿细度 一7 4 岬6 5 ％，浮选作业由两次粗选、两次扫选、三 次精选组成。粗选I 和粗选Ⅱ的粗精矿混合进人精 选作业。精选I 尾矿返回到粗选I 段，精选Ⅱ、精选 Ⅲ尾矿依次循序返回。扫选I 、扫选Ⅱ精矿依次循 序返回。选铜捕收剂采用酯- 1 0 5 和丁基黄药，起泡 剂用松醇油，抑硫药裁用石灰。原工艺流程见参考 文献1 0 【l0 1 。经对原工艺考察发现精选I 尾矿、扫选 I 精矿、扫选Ⅱ精矿粗颗粒较多，且含有较多的金属 量，探索试验表明将精选I 尾矿、扫选I 精矿、扫选 Ⅱ精矿合并为中矿进行分级、再磨解离，效果较好， 再磨后的排矿与分级形成闭路，分级溢流返回到粗 选Ⅱ段。粗选I 段加入选择性较高的酯类捕收剂， 粗选Ⅱ段加人选择性较差的丁基黄药。排矿溶液含 有较高的黄药浓度，一旦返回到粗选I 段，溶液中的 黄药会率先占据原生铜吸附位，而酯类药剂由于溶 解性较差，必然发生吸附的过程较黄药慢。因此，考 虑将再磨溢流返回到粗选Ⅱ段。 新工艺流程主要针对选铜系统进行了改造，采 用阶段磨矿，由两次粗选、两次扫选、三次精选、独立 精选等作业组成。具体做法是将粗选I 精矿单独进 行独立精选，得到铜精矿I ，独立精选尾矿与粗选Ⅱ 的精矿混合进入精选作业，精选Ⅱ、精选Ⅲ尾矿依次 循序返回。将精选I 尾矿、扫选Ⅱ精矿、扫选Ⅱ精矿 合并分级后再磨，并返回到粗选Ⅱ段。捕收剂药剂 制度与原工艺类似。新工艺流程如图l 所示。 2 结果与讨论 2 ．1 磨矿细度对工艺的影响 一段磨矿细度一7 4 岬分别取5 0 ％、5 6 ％、 6 2 ％，其余药剂试验条件如图1 所示，二段磨矿的细 度为一7 4t u n 占9 5 ％。试验结果如表2 所示。 万方数据 1 6 有色金晨 选矿部分2 0 1 5 年第4 期 药剂用量单位矾 搅拌、浮选时间 单位m i n 原矿 艚盖獬 2 k 酯- 1 0 52 0 2 k 松醇油2 0 粗| 选I 奄品 塑、I 选I 『| 蛰3 』．5 蛰醴专束丁基黄药7 ’l 芦 E E 阜号目E 目．．．．⋯ 精l 选2 不】基贾药 L 薷f 芦童2 磐 2 K 石灰25 0 0 ＼1 ．』1 ●] 尸擎与产‘l尸2 专穹芦錾邕- | 号l F I - 柑7 4 斗再磨m 9 5 ％牵{{ 铜精矿Ⅱ 选硫系统给矿 图1 新工艺流程 F i g ．1 N e wf l o t a t i o nf l o w s h e e t 表2一段磨矿细度试验结果 T a b l e2T e s tr e s u l to fs r i n a 崦f i n e n e s si nf i r s ts t a g e ／％ 一段磨矿细度 铜精矿I铜精矿I I 铜总回 一7 4t u n 产率品位回收率产率品位回收率收率 从表2 中可知，随着一段磨矿细度的增加，铜总 回收率增加，当一段磨矿细度为一7 4 斗m 占6 0 ％和 6 2 ％时铜总回收率变化不大，表明一7 4l a , m6 2 ％的 细度下颗粒已经过磨难以回收，回收率幅度增加不 大。另外，铜精矿I 在一7 4 岬细度为6 0 ％时最高， 其回收率达到6 4 ．4 5 ％，比一7 4 岬5 0 ％和6 2 ％条件 下，回收率增加2 ．3 1 和0 ．4 9 个百分点，铜精矿Ⅱ的 回收率幅度变化不大，表明铜精矿I 回收率提高对 总回收率提高贡献较大。综合考虑，确定一段磨矿 细度一7 4t t ．m 占6 0 ％为最佳条件。 选取中矿再磨细度一3 8 岬分别取7 6 ．5 2 ％、 8 1 。0 5 ％、8 9 ．3 6 ％进行试验。一段磨矿的细度为 一7 4 岬6 0 ％，其余药剂试验条件如图l 所示，试验 结果见表3 所示。 表3中矿再磨细度试验结果 T a b l e3 T e s tr e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s si nm i d d l i n g r e s r i n d i n g ／％ 中矿再磨细度铜精矿I锕耩矿Ⅱ 锢总 一3 8 岬产事品位回收率产率品位回收率回收率 从表3 中可知，随着中矿再磨细度的增加，铜总 回收率变化先增后减，当中矿再磨细度为9 5 ％，铜总 回收率最大为9 2 ．1 5 ％，当中矿再磨细度增加到 8 9 ．3 6 ％时，铜精矿总回收率下降。另外，铜精矿Ⅱ 在一3 8 斗m8 9 ．3 6 ％时最高，其回收率达到2 7 ．7 0 ％， 比一3 8I x m7 6 ．5 2 ％和8 9 ．3 6 ％条件下，回收率增加 2 ．1 0 和0 ．6 8 个百分点。铜精矿I 的回收率幅度变化 不大，表明铜精矿Ⅱ回收率提高对总回收率提高贡 献较大。综合考虑，确定二段磨矿细度一3 8I o n 8 1 ．0 5 ％为最佳条件。 选择性磨矿原理卜1 3 1 是两段磨矿工艺的重要 理论基础。二段磨矿将中矿中较多的铜解离出来， 返回粗选Ⅱ段，有用矿物新增的“新鲜”表面有利于 增加捕收剂吸附量，再选时浮选上升力增强，重力减 小 由于连生体颗粒被解离，摆脱了脉石矿物的重力 “拖累” ，浮选效率提升，回收率明显增加。 2 ．2 石灰用量对工艺的影响 考察独立精选段石灰用量对整体工艺回收率的 影响，分别选取石灰用量为3 0 0 、5 0 0 、7 0 0s ／t 。一段 磨矿的细度为一7 4 岬6 0 ％，中矿再磨细度为一3 8 t t m8 1 ．0 5 ％，其余药剂试验条件如图1 中所示。试 验结果见表4 。 表4独立精选段石灰用量试验结果 T a b l e4T e s tr e s u l t so fl i m ec o n s u m p t i o ni ni n d e p e n t c l e a n i n g ／％ 从表4 中可知，随着独立精选段石灰用量的增 加，铜总回收率先增后减，从试验结果看。5 0 0s ／t 为 最优条件。结果显示独立精选段加人的石灰用量对 铜精矿I 的回收率影响较大，石灰用量5 0 0g ／t 比 7 0 0s ／t 回收率提高1 ．8 8 个百分点。综合考虑，确定 独立精选段石灰用量5 0 0s ／t 为最佳条件。 2 ．3 酯1 惦对工艺的影响 考察粗选I 段酯．1 0 5 对工艺回收率的影响，分 别选取为1 5 、2 0 、2 5 、3 0g ／t 。试验条件～段磨矿的 细度为一7 4p m6 0 ％，中矿再磨细度为一3 8 岬 8 1 ．0 5 ％，其余药剂试验条件如图2 中所示。考虑到 酯一1 0 5 主要在粗选I 和独立精选段起作用，所以取 铜精矿I 作为酯- 1 0 5 用量的判据。试验结果如图2 所示。 戮 万方数据 丝 兰生整兰塑塑鲞堂笠 兰垡叁鋈董皇宇矿再童工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率 ．1 7 ． 图2 醢．1 0 5 用量与铜糖矿I 品位和 回收率的关系 F i g ．2 R e l a t i o n sb e t w e e nE s t e r - 1 0 5d o s a g eg r a d e a n dr e c o v e r yo fc o p p e rc o n c e n t r a t e 从图2 可知，随着酯- 1 0 5 用量的增加，铜精矿I 回收率递增，酯一1 0 5 用量由1 5 增加到2 0g ／t ，铜精矿 I 的回收率增加1 4 ．2 1 个百分点，增加幅度巨大，酯． 1 0 5 用量超过2 0s ／t 后，增加幅度较小，矿物表面药 剂吸附已经饱和，再增加药剂用量，回收率提高幅度 较小。酯．1 0 5 用量对品位的影响很小。另外，后续 工序中还有粗选Ⅱ和扫选段，足够保证整体工艺的 回收率，所以不必铜精矿I 回收越高越好。综合考 虑，酯- 1 0 5 用量以2 0g ／t 为宜。 2 ．4 丁基黄药对工艺的影响 考察粗选Ⅱ丁基黄药的影响，分别选取为2 0 、 3 0 、4 0g ／t 。试验条件一段磨矿的细度为一7 4 岬 6 0 ％。中矿再磨细度为一3 8 岬8 1 ．0 5 ％，其余药剂 试验条件如图1 中所示。考虑到丁基黄药主要在粗 选Ⅱ和精选段起作用，所以取铜精矿Ⅱ作为丁基黄 药用量的判据。试验结果见表5 。 表5粗选Ⅱ丁基黄药用量试验结果 T a b l e5T e s tr e s u l t so f b u t y l x a n t l l a t e d o s a g e i n r o u g h i r l z g Ⅱ ／％ 从表5 中可知，随着丁基黄药用量的增加，铜精 矿Ⅱ回收率递增，丁基黄药用量由2 0 增加到3 0g ／t ， 铜精矿I 的回收率增加7 ．2 7 个百分点，增加幅度巨 大，丁基黄药用量超过3 0g ／t 后，增加幅度很小，且 铜精矿Ⅱ品位低于1 5 ％为1 3 ．3 2 ％，为不合格品。 综合考虑，丁基黄药用量3 0g ／t 为宜。 2 ．5 闭路流程试验结果与分析 在原矿铜品位为0 ．7 2 5 ％时，新、原工艺闭路试验结 果对比见表6 。新工艺的铜精矿物相分析结果见表7 。 表6 闭路试验结果 7 胁l e6R e s u l t so fc l o s e d ．c i r c u i tt e s t ／％ 表6 表明原工艺流程的铜回收率为8 7 ．2 2 ％，新 工艺流程选铜回收率达9 2 ．1 5 ％。新工艺铜回收率 比普通工艺提高4 ．9 3 个百分点。 表7铜精矿物相分析 T a b l e7 A n a l y s i s r e s u l t so f c o p p e rp h a s e i n c o p p e r c o n c e n t r a t eb yn e wt e c h n o l o g i c a lp r o c e s s ，％ 铜精矿I 中原生铜品位就达2 0 ．0 2 5 ％，原生硫 化铜占7 7 ．5 6 ％，表明独立精选实现了对原生铜的大 部分优先浮选。原生铜的总回收率高达9 8 ．3 5 ％。 次生硫化铜主要在铜精矿Ⅱ中富集，次生硫化铜占 5 2 ．3 4 ％，次生硫化铜、结合氧化铜、自由氧化铜、可 溶铜的回收率都较高，分别为9 0 ．5 9 ％、5 2 ．0 9 ％、 5 9 ．1 l ％、8 7 ．6 7 ％。 一段磨矿把粗嵌布粒度颗粒的有用矿物解离， 通过适当降低磨矿细度 磨矿细度控制在一7 4 岬 6 0 ％左右 ，达到充分解离粗嵌布矿物颗粒即可；粗 选I 段使用选择性较高的酯1 0 5 作捕收剂，实现了 优先浮选，经粗选I 和独立精选获得高品位合格精 矿；中矿再磨选择中矿精选I 的尾矿和扫选I 、Ⅱ的 精矿，通过分级、再磨，进一步有效提高连生体颗粒 有用矿物的解离度，再磨后溢流产品的解离度提高 至9 0 ％以上，溢流产品返回到工艺的粗选Ⅱ段，粗选 Ⅱ、扫选段使用黄药类药剂作捕收剂，黄药的捕收性 强、选择性差，在粗选Ⅱ段能浮选出绝大部分难选的 次生硫化铜矿和细嵌布粒度矿物。新工艺流程采用 两段磨矿分别解离出粗细嵌布有用矿物，浮选使用 下转第5 0 页 万方数据 5 0 有色套晨 选矿部分2 0 1 5 年第4 期 [ 3 ] 何桂春．复杂高硫金矿石浮选试验研究[ J ] ．黄金， 2 0 1 0 ，3 1 6 4 5 4 9 ． [ 4 ] 罗科华，赵志强，贺政．黑龙江某难选金矿选矿工艺 研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 9 2 1 8 - 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