泥质氧硫混合铜矿铜浮选技术研究.pdf

2 0 1 4 年第5 期有色金属 选矿部分 4 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 4 ．0 5 ．0 1 0 泥质氧硫混合铜矿铜浮选技术研究 陈萍，刘俊波，王绍彬 招金矿业股份有限公司金翅岭金矿，山东招远2 6 5 4 0 0 摘要针对某含铜1 ．1 0 ％的泥质氧硫混合铜矿石，通过小型闭路试验分别研究了磨矿细度、调整剂和捕收剂等对该矿 石浮选的影响，确定浮选铜矿石最佳参数。在最佳条件下得到了平均铜品位为1 6 ．9 9 ％、铜回收率为9 0 ．0 9 ％的铜精矿，较好 地回收了矿石中的铜。 关键词泥质；氧硫混合铜矿；浮选 中图分类号T I 9 5 2 ；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 4 0 5 - 0 0 4 3 0 3 R e s e a r c ho nC o p p e rF l o t a t i o nT e c h n o l o g yo fA r g i l l a c e o u sO x i d e - S u l p h i d eC o p p e rO r e s C l a nP i n g ，L I UJ u n b o ，W A N GS h a o b i n J i n c h i l i n gG o l dM i n eo fZ h a o j i nM i n i n gI n d u s t r yC o ．，L t d ．，Z h a o y u a nS h a n d o n g 2 6 5 4 0 0 ，C h i n a A b s t r a c t T h ei n f l u e n c e so fg r i n d i n gf i n e n e s s ，m o d i f i e ra n dc o l l e c t o ro nf l o t a t i o no faa r g i l l a c e o u s o x i d e s u l p h i d ec o p p e ro r ec o n t a i n i n g1 ．1 0 ％C ub ys m a l l - s c a l ec l o s e d - c i r c u i tt e s tw a ss t u d i e d ，a n dt h e o p t i m a lf l o t a t i o np a r a m e t e r sw e r ed e t e r m i n e d ．U n d e rt h eo p t i m a lc o n d i t i o n s ，c o p p e rc o n c e n t r a t ec o n t a i n i n g 16 ．9 9 ％w a so b t a i n e dw i t hr e c o v e r yo f9 0 ．0 9 ％，a n dc o p p e rW a sc o m p r e h e n s i v e l yr e c o v e r e d ． K e yw o r d s s l i m e ；o x i d e - s u l p h i d ec o p p e ro r e ；f l o t a t i o n 某铜矿是一个铜金属储量2 0 多万t ，远景储量 5 0 万t 的氧硫混合铜矿，矿床上部为氧化带[ 川， 氧化率为8 5 ％左右，下部氧化率为2 5 ％左右，主 要氧化铜矿物为赤铜矿，铜品位低，原生矿泥高达 6 0 ％，是一种氧化率高、含泥高的矿石，属于罕见 的微细泥质氧硫混合铜矿Ix ] 。由于该铜矿分选难度 大，精矿品位和回收率难以提高，药剂用量大，选 矿成本高，一直没有得到很好的开发利用。本文通 过对比各种浮选药剂，进一步探索降低浮选尾矿品 位、提高回收率的最佳工艺条件，着重对控泥、强 化活化、强化捕收以及浮选流程进行了系统的试验 研究。 综合氧化率高，随着开采的进行，氧化率总体下 降，但各矿井氧化率不稳定，选矿厂处理的矿石回 收率波动大。 1 ．2 多元素化学分析 对原矿进行了多元素分析，结果见表1 。 表1 原矿多元素分析结果 T a b l elM u l t i e l e m e n t o f m i n eo r e 元素 A u l ’ A 9 1 ’ A s 含量微量 6 ．6 60 ．0 1 a n a l y s i s r e s u l t so fr u n - | ％ SC uP b盈 O ．8 31 ．1 0 微量微量 1 单位为鲈。 1 原矿性质 主要竺蓁，1 翼鬃瓣尧霎￡凳茹，采季霎嫠爨 1 ．1 矿石的基本性质合回收利用。 试验所用矿样含铜0 ．9 ％～1 ．3 ％。该铜矿氧化率1 ．3 原矿磨矿性能试验及粒度分析 比较高[ ，开采矿石来源于多个矿井，开采初期磨矿细度是浮选好坏的重要因素，若磨矿时间 收稿日期2 0 1 3 - 0 2 - 0 6修回日期2 0 1 4 0 7 1 0 作者简介陈萍 1 9 7 8 一 ，女，云南昭通人，助理工程师，主要从事选矿工艺研究工作。 万方数据 4 4 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第5 期 不够，则矿物与脉石连生或机械包裹，有用矿物不 能单体解离，导致捕收剂未能与矿物颗粒作用，降 低选矿回收率；若磨矿时间过长，造成过粉碎，则 会产生泥化，增加磨矿成本和药剂消耗，还会对后 续浮选产生不利影响㈨] 。试验中磨矿细度与回收 率的关系见图1 。 磨矿细度一7 4 恤1 1 1 含量／％ 图1 磨矿细度与回收率关系 F i g ．1 T h er e l a t i o n s h i pb e t w e e ng r i n d i n gf i n e n e s s a n dr e c o v e r y 从图1 可以看出，随着磨矿细度的增加，回收 率先升高后趋于稳定，在磨矿细度为一7 4 斗m 占 8 5 ％时，回收率为7 0 ％，继续增加磨矿细度，回收 率增加不明显，从经济上考虑，最优的磨矿细度 为一7 4 斗m 占8 5 ％。 2 选矿试验 试验考察了几种矿泥调整剂对铜矿物回收率的 影响，并对各种药剂的用量、时间及温度进行了 研究。 2 ．1 药剂探索试验 参照现有的铜矿浮选工艺条件和流程⋯，在 室温为2 0 ℃，磨矿细度一7 4 斗m 占8 5 ％的条件下， 粗选前分别加入不同调整剂[ 3 - s ] 搅拌后，加入浮选 药剂搅拌1m i n 后进行粗选7m i n ，再加入相应药 剂搅拌1m i n 后进行扫选7I I l i “次，粗选与扫选产 品混合化验，余样为浮选尾矿。通过改变浮选药剂 加入量来考察回收率的变化J 隋况，试验结果见表2 。 从表2 可以看出，按照试验2 加药，粗精矿中 铜的回收率达到9 0 ．0 8 ％，尾矿中铜的品位为0 ．1 4 ％， 浮选效果比较好；从试验4 中可以看出，加入硅酸 钠和Z 2 0 0 对试验也有一定的效果。由于加入硫酸 铵浮选，矿泥分离不明显，浮选精矿品位不高，所 以研究利用分散剂硅酸钠[ 3 ] 代替硫酸铵进行浮选。 2 ．2 硅酸钠用量对浮选的影响 提前加入分散剂硅酸钠吲搅拌3 0m i n 再进行 表2不同浮选药剂用量下浮选试验结果 T a b l e2T h ef l o t a t i o ne x p e r i m e n tr e s u l t su n d e rd i f f e r e n t f l o a t i o na g e n td o s a g e ／％ 试验 编号 药l ／剂 g 及．t 用- 耋蒙产率铜品位震呈 名称’’⋯⋯‘一收率 N a 2 s i 0 36 0 0 ，搅拌6 0m i n N a 4 0 0 ，搅拌1 0m i n 粗选异戊基黄药6 0 0 ，Z - 2 0 03 5 ， 粗精矿1 8 ．1 l4 ．9 7 8 3 ．9 6 4 扫选竺憨3 5 ，搅拌， 尾矿8 1 ．8 90 ．2 1 16．043001 0m i n 扫选一N a 蠢，搅拌， 尼删“‘ 异戊基黄药1 0 0 原矿1 0 0 ．01 ．0 7 1 0 0 ．0 扫选二N a 2 S3 0 0 ，搅拌1 0m i n ， 昱虐基董荭 Q Q 常规浮选，通过试验确定硅酸钠用量，对回收率的 影响，其用量试验结果见图2 。 硅酸钠用量／ k g t 4 图2 硅酸钠用量试验结果 F i g ．2 T h er e s u l t so fs o d i u mf l u o s i l i c a t e d o s a g et e s t 从图2 可以看出当硅酸钠的用量为1 ．0k 加，浮 选精矿中铜的回收率为9 0 ％左右，回收效果比较 好，过高或过低的硅酸钠加入量都会使回收率下 降。因此最优的硅酸钠加人量为1 ．0k g ／t 。 2 ．3 硫化钠用量及搅拌时间对回收率的影响 提前加人抑制剂硫化钠[ ，] 搅拌3 0m i n 再进行 常规浮选，通过试验确定硫化钠用量，对铜回收率 的影响，其试验结果见图3 。 通过图3 可以看出，硫化钠用量为1 ．0k g ／t 时，浮选精矿中铜的回收率可以达到9 1 ％以上，浮 选效果比较好。 万方数据 2 0 1 4 年第5 期陈萍等泥质氧硫混合铜矿铜浮选技术研究 4 5 硫化钠用量／ k g ’t _ 1 图3 硫化钠用量对回收率的影响 F i g ．3 E f f e c t o fs o d i u ms u l f i d ed o s a g eo nr e c o v e r y 2 ．4Z _ 2 ∞和松醇油的加入量的确定 加人1 ．0k s ／t 的N a 2 S i 0 3 溶液，搅拌3 0m i n ， 1 ．0k g ／t 的N a 2 S 溶液，搅拌3 0m i n ，1 ．0k s ／t 的异 戊基黄药，控制相同的浮选时间，通过改变Z 一2 0 0 和松醇油[ 1 1 1 的量来考察其对浮选回收率的 影响，其结果见图4 。 z 一2 0 0 松醇油tl l ，用量八g t - 1J 图4Z 一2 0 0 松醇油用量变化结果 F i g ．4 R e s u l t so ft h ec h a n g eo fZ - 2 0 0a n dp i n e c a m p h o ro i la m o u t s 从图4 可以看出，随着Z 一2 0 0 松醇油用量的 增加，浮选回收率也随着增加，当Z 一2 0 0 松醇油 1 1 用量为2 1 0s ／t 时，浮选回收率为9 3 ％2 1 E 右。 2 ．5 闭路浮选 根据单槽浮选优化试验得到的最优浮选条件， 进行了闭路常温流程‘，】试验，校核浮选流程试验， 以确定达到预期的浮选指标。取样10 0 0g ，磨矿 细度为一7 4 斗m 占8 5 ％。试验流程[ 5 1 见图5 。闭路 试验结果见表3 。 3 结论 该矿通过加入硅酸钠作调整剂，硫化钠作活化 剂，再加入Z - 2 0 0 和松醇油进行浮选，闭路试验铜 药剂用量单位出 尾矿 图5 闭路浮选试验流程 F i g ．5E x p e r i m e n tf l o wo fc l o s e d - c i r c u i tf l o t a t i o n 表3闭路浮选试验结果 7 I _ I b l e3R e s u l t so fc l o s e d c i r c u i tf l o t a t i o n／％ 回收率可达9 0 ．0 9 ％，说明矿泥没有在流程中大量 累积，矿泥抑制效果较理想，较好回收了矿石中的 铜，为开发利用该矿石提供技术支持。 参考文献 [ 1 ] 胡熙庚．有色金属硫化矿选矿[ M ] ．北京冶金工业出版 社，1 9 9 2 l ，1 6 ，2 0 2 3 ． [ 2 ] 张强．选矿概论[ M ] ．北京冶金工业出版社，1 9 8 4 4 6 ，1 2 4 1 2 8 ． [ 3 ] 王资．浮游选矿技术[ M ] ．北京冶金工业出版社， 2 0 0 7 1 4 ，5 8 ，1 2 6 - 1 3 1 ． [ 4 ] 朱玉霜，朱建光．浮选药剂的化学原理[ M ] ．中南工业 大学出版社，1 9 9 6 1 2 ，2 1 7 ，3 0 1 ，3 2 4 ． 【5 ] 张间．浮选药剂的组合使用[ M ] ．北京冶金工业出 版社，1 9 0 4 7 1 2 ． 万方数据