云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究.pdf

第3 3 卷第3 期 2 0 1 3 年0 6 月 矿冶工程 M I N I N GA N D 姗A L L U R G I C A LE N G D 砸赶R 矾G V 0 1 ．3 3 №3 J u n e2 0 1 3 云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究① 罗良飞1 ，一，覃文庆2 ，刘兴华3 ，杨备3 1 ．云南安宁永昌物资经贸集团公司，云南安宁6 5 0 3 0 0 ；2 ．中南大学，湖南长沙4 1 0 0 8 3 ；3 ．长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南长沙4 1 0 0 1 2 摘要对云南某低品位复杂难选氧化铜矿进行了浮选试验研究，采用硫化浮选法，经二粗一扫四精流程，在磨矿粒度为一0 ．0 7 5 m n l 粒级占7 4 ．9 0 ％条件下获得了铜精矿产率I ．1 1 ％、C u 品位2 1 ．4 8 ％、回收率7 0 ．3 3 ％的选矿指标。 关键词浮选；氧化铜矿；低品位 中图分类号T D 9 2 3文献标识码Ad o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 - 6 0 9 9 ．2 0 1 3 ．0 3 ．0 2 0 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 3 0 3 0 0 7 4 0 5 B e n e f i c i a t i o no fa ．L o w - g r a d eR e f r a c t o r yC o p p e rO x i d eO r ei nY u n n a n L U OL i a n g - f e i l ”，Q I NW e n q i n 9 2 ，L I UX i n g h u a 3 ，Y A N GB e i 3 1 ．A n n i n gY o n g c h a n gR e s o u r c e sa n dT r a d eC oL t d ，A n n i n g6 5 0 3 0 0 ，Y u n n a n ，C h i n a ；2 ．C e n t r a lS o u t h №以， C h a n g s h a4 1 0 0 8 3 ，H u n a n ，C h i n a ；3 ．C h a n g s h aR e s e a r c hI n s t 如u t eo fM i n i n ga n dM e t a l l u r g yC oL t d ，C h a n g s h a 4 1 0 0 1 2 ，H u n a n ，C h i n a A b s t r a c t F l o t a t i o nt e s t sw e r ec a r r i e do u tt ot r e a tal o w g r a d er e f r a c t o r yc o p p e ro x i d eo r ei nY u n n a nP r o v i n c eb y a d o p t i n gs u l p h i d i z i n gf l o t a t i o nm e t h o dw i t ht w os t a g e so fr o u g h i n g ，o n es t a g eo fs c a v e n g i n ga n df o u rs t a g e so fc l e a n i n g ，a t ag r i n d i n gf i n e n e s so f 一0 ．0 7 5n l n l7 4 ．9 0 ％，w h i c hr e s u l t e di n7 0 ．3 3 ％C ur e c o v e r yt oc o p p e rc o n c e n t r a t eg r a d i n g 2 1 ．4 8 ％C u 诵t l lay i e l do f1 ．1 l ％． K e yw o r d s f l o t a t i o n ；c o p p e ro x i d eo r e ；l o wg r a d e 云南某大型铁矿床伴生了低品位氧化铜矿，前期 地质资料表明，该氧化铜矿金属储量近1 0 万吨，品位 0 ．3 0 ％～0 ．6 0 ％，氧化程度高，硫含量低，为典型的复 杂难选低品位氧化铜矿。为了综合利用铜资源，对该 氧化铜矿进行了回收铜的选矿试验，取得了较理想的 试验指标，为该矿山的整体开发利用提供了技术依据。 1 矿样性质 原矿的化学多元素分析结果见表l ，铜物相分析 结果见表2 。 表1 原矿化学多元素分析结果 质量分数 ／％ 表2 原矿中铜的化学物相分析结果 由表1 - 2 可以看出①矿石中可能利用组分铜的 含量仅为0 ．3 4 ％，属于低品位铜矿。铁含量8 ．6 9 ％，可 以作为综合回收对象。其它有价金属含量甚低，回收 价值不大。②矿石中脉石组分较复杂，主要为S i O 和A 1 2 0 3 ，其次有C a O 、M g o 、N a 2 0 和K 2 0 。③铜主要 以次生硫化铜和自由氧化铜 碳酸铜 形式存在，铜在 二者中分布率分别为3 1 ．4 7 ％和4 7 ．0 6 ％，而原生硫化 铜中铜的分布率仅为8 ．2 4 ％，三者总量为8 5 ．7 6 ％。 矿石肉眼下总体呈灰黑色，具浸染状、块状、条带 状构造。磨光面上见金属矿物浸染分布，不同矿块中 ①收稿日期2 0 1 2 1 2 - 2 0 作者简介罗良飞 1 9 7 1 一 ，湖南湘乡人，高级工程师，主要从事选矿工程技术研究及管理工作。 万方数据 第3 期 罗良飞等云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究 矿物组成差别较大，金属矿物分布不均匀。经镜下鉴 定、X 射线衍射分析和扫描电镜分析综合研究表明，矿 石中金属硫化物含量较少，主要为不同种类的硫化铜 矿物，黄铁矿甚微。铜矿物种类复杂，主要为孔雀石、 硅孔雀石、斑铜矿，其次有黄铜矿、铜蓝和辉铜矿；铁矿 物主要为磁铁矿、假象赤铁矿和褐铁矿。脉石矿物主 要为长石，其次有角闪石、辉石、石英、方解石、白云石、 绿泥石、云母等。此外，尚见有金红石、榍石、磷灰石等 矿物。矿石中主要矿物含量见表3 。 衰3 矿石中主要矿物含■【质量分数1 ／％ 由表3 可见，矿石中铜矿物总量仅0 ．6 ％左右，主 要铜矿物为以孔雀石、斑铜矿为主的次生铜矿物，黄铜 矿仅占铜矿物总量的1 ／6 左右。因此通过选别只能得 到产率很低的铜精矿。 为了制定合理的选矿工艺流程、确定适当的磨矿 粒度，在显微镜下对选矿中有可能回收的铜矿物和铁 矿物嵌布粒度进行了统计。其中不同种类的铜矿物及 复合铜矿物，分别作为铜矿物一并测定统计。测定结 果见表4 。 表4 铜矿物嵌布粒度 由表4 可以看出，铜矿物粒度总体均属细粒分布 范畴。单从矿物嵌布粒度角度考虑，欲使9 0 ％左右的 矿物呈单体状态产出，对铜矿物和铁矿物，磨矿粒度均 需要达到0 ．0 5 2m m 相当于一3 2 5 目 。对铜矿而言， 一般精矿只需要达到含C u2 0 ％左右即可，而原矿中 铜矿物以含铜较高的次生铜矿物为主，不必达到高解 离度。从铜矿物粒度分布上看，在磨至0 ．1 5 ～0 ．1 0 5 m i l l 之间 相当于一2 0 0 目占7 5 ％一8 5 ％ 可使5 0 ％左 右的铜矿物解离，有可能选别得到合适的铜精矿。 2 实验室试验设备及药剂 主要试验设备有X M B 一6 7 啦0 0 2 4 0m m 球磨 机、X F D 一6 3 型系列单槽浮选机、X F D 一7 6 型挂槽式浮 选机和标准筛。 试验使用的药剂有碳酸钠、硫酸铜、六偏磷酸钠、 P b N O ， 、硫化钠、硫酸铵、1 2 R 苯磺酸钠、1 2 R 硫酸钠 化学纯级 ；水杨羟肟酸、油酸钠、Y D x 、w x 、D N 、Y L 、 水玻璃、F A 、糊精、2 号油 工业级 。 3 选矿试验研究 氧化铜矿的浮选工艺主要有3 种①采用脂肪 酸、胺类、螯合剂的直接浮选法；②硫化浮选法；③离 析浮选法。针对该氧化铜矿矿石性质，可回收的金属 元素是铜 C u 含量0 ．3 4 ％ ，铜矿物主要以氧化铜的 形式存在，硫化铜含量相对较少，脉石矿物中长石和方 解石等易浮矿物多等特点，本研究采用硫化浮选法。 试验原则流程见图l 。 药剂单位 3 r a i n 调整剂 5 r a i n 括化剂 3 r a i n 硫化剂 1 r a i n 捕收剂 2 r a i n c 黄药 1 r a i n 2 ‘油配．S 浮选 图1 浮选试验流程 3 ．1 浮选药剂制度试验 为了选择合适的浮选药剂制度，在磨矿粒度 一0 ．0 7 5m i l l 粒级占8 3 ．6 6 ％条件下进行了不同药剂 制度浮选试验，结果见表5 。 由表5 可以看出，捕收剂以黄药和水杨羟肟酸的 效果最好，W x 与Y D 】【效果相差不大，1 2 R 硫酸钠和油 酸钠的效果最差；调整剂以F A 和六偏磷酸钠组合的 效果最好，精矿富集比高，粗精矿品位达到4 ．6 2 ％。 万方数据 矿冶工程 第3 3 卷 表5 不同药剂制度试验结果 3 ．2 磨矿粒度试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t ，水玻璃10 0 0g ／t ，硫化钠 20 0 0g ／t ，硫铵10 0 0g ／t ，Y L4 0 0e ／t ，Y D x2 0 0g ／t ，水 杨羟肟酸4 0 0g ／t ，2 。油6 2 ．5g ／t ，浮选浓度3 0 ％，浮选 时间6m i n ，磨矿粒度试验结果见表6 。 由表6 可以看出，随着磨矿粒度变细，尾矿铜品位 变化不大，但铜回收率逐步增加，当磨矿粒度达到 一0 ．0 7 5m i l l 粒级占7 4 ．9 0 ％以后，精矿回收率增加幅 度不大。综合考虑，选择磨矿粒度一0 ．0 7 5m m 粒级占 7 4 ．9 0 ％为宜。 3 ．3 硫化钠用量试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t 、F A15 0 0g ／t 经过优化选择 的 ， N H 4 2 S 0 410 0 0g ／t 、Y L 2 0 0g ／t 、Y D x3 0 0g ／t 、水 杨羟肟酸4 0 0g ／t 、2 4 油6 2 ．5g ／t 条件下，进行了N a 2 S 用量试验，结果见表7 。 表6 磨矿粒度试验结果 表7N a 2 S 用■试验结果 由表7 可以看出，硫化钠用量对铜精矿品位和回 收率影响比较大，综合考虑精矿品位和回收率指标，硫 化钠用量选择2 0 0 0g ／t 为宜。 3 ．4 硫酸铵用量试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t 、F A15 0 0g ／t 、N a 2 S20 0 0g ／t 、 Y L2 0 0g ／t 、Y D x3 0 0g ／t 、水杨羟肟酸4 0 0g ／t 、2 ’油 6 2 ．5g ／t 条件下，进行了 N H 。 S O 。用量试验，结果见 表8 。 由表8 可以看出， N H 。 S O 。添加对浮选指标影 响不明显，精矿品位和尾矿品位变化不大，因此，为了 减少浮选药剂种类，混合浮选时可以不加 N H 。 S O 。。 万方数据 第3 期 罗良飞等云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究 7 7 N H 4h s o , 用量 产品产率 C u 口t f f 日性a -回收率 ／ g t ’1 名称 ／％／％／％ 3 ．5 Y L 用量试验 六偏磷酸钠4 0 0r e t 、F Al5 0 0 9 ／t 、N a L 2 s2 0 0 0r ／t 、 Y D x3 0 0s ／t 、水杨羟肟酸4 0 0g ／t 、2 。油6 2 。5g ／t 条件 下，进行了活化剂Y L 用量试验，结果见表9 。 表9Y L 用量试验结果 由表9 可以看出，活化剂Y L 的添加对浮选指标 影响显著，精矿品位和回收率得到较大幅度的提高，当 Y L 用量为2 0 0g ／t 时，精矿品位达到4 ．6 4 ％，回收率 也相对理想，因此，活化剂Y L 用量选择2 0 0r , ／t 为宜。 3 ．6Y D x 用量试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t 、F A15 0 0g ／t 、N a 2 S20 0 0g ／t 、 Y L2 0 0g ／t 、水杨羟肟酸4 0 0g ／t 、2 。油6 2 ．5g ／t 条件 下，进行了Y D x 用量试验，结果见表1 0 。 表1 0Y D x 用量试验结果 Y D x 用量 产品产率c u 品位 回收率 ／ g - t “名称 ／％ ／％／％ 精矿4 ．3 8 3 ．8 54 8 ．1 4 1 0 0 尾矿 9 5 ．6 2 0 ．1 95 1 ．8 6 给矿 1 0 0 ．0 0O ．3 5 l o o ．o D 由表1 0 可以看出，随着Y D x 用量增加，精矿品位 和回收率均有提高。当Y m 用量为3 0 0s ／t 时，精矿 品位和回收率均达到最高，分别为4 ．8 4 ％、7 0 ．3 3 ％， 继续增加Y D x 用量，精矿品位和回收率变化不大，因 此，Y D x 用量选择3 0 0g ／t 为宜。 3 ．7 水杨羟肟酸用量试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t 、F A15 0 0g ／t 、N a 2 S20 0 0g ／t 、 Y L2 0 0r , ／t 、Y D x3 0 0g , ／t 、2 。油6 2 ．5r , ／t 条件下，进行了 水杨羟肟酸用量试验，结果见表1 1 。 表1 l水杨羟肟酸用量试验结果 由表1 1 可以看出，水杨羟肟酸的添加显著增加精 矿产率，对精矿品位和回收率均产生较大的影响。不加 水杨羟肟酸时铜回收率略低，添加2 0 0g ／t 水杨羟肟酸 时回收率达到较高值，综合考虑，其用量选择2 0 0g ／t 即可。 3 ．8 浮选转速试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t 、F A15 0 0g ／t 、N a 2 S20 0 0g ／t 、 Y L2 0 0g ／t 、Y D x3 0 0s ／t 、水杨羟肟酸2 0 0g ／t 、2 4 油 万方数据 7 8 矿冶工程 第3 3 卷 6 2 ．5g ／t 条件下，进行了转速试验，结果见表1 2 。 表1 2 转速试验结果 由表1 2 可以看出，浮选机叶轮的线速度对精矿的 品位和回收率影响较大，随着转速增加，精矿品位随之 下降，而回收率先升后降，综合考虑，浮选机叶轮线速 度选择4 ．7 2m ／s 比较合适。 3 ．9 浮选温度试验 六偏磷酸钠4 0 0g ／t 、F A15 0 0g ／t 、N a 2 S20 0 0g ／t 、 Y L2 0 0g ／t 、Y D x3 0 0g ／t 、水杨羟肟酸2 0 0g ／t 、2 。油 6 2 ．5g ／t 条件下，进行了浮选温度试验，结果见表1 3 。 表1 3 温度试验结果 由表1 3 可以看出，随着浮选温度升高，精矿品位 小幅下降，但回收率显著增加，综合考虑，浮选温度选 择3 0 ℃即可。 3 ．1 0 闭路试验 在条件试验的基础上，并参考一粗一扫四精开路 试验的结果，为确保铜的回收率，闭路试验增加了一次 粗选作业。原矿经二粗一扫四精选，中矿顺序返回，闭 路试验流程见图2 ，结果见表1 4 。 糟矿 图2 闭路试验工艺流程 表1 4 闭路试验结果 闭路试验获得了产率1 ．1 1 ％、C u 品位2 1 ．4 8 ％、 回收率7 0 ．3 3 ％的铜精矿。 4 结语 对云南某低品位复杂难选氧化铜矿进行了浮选试 验研究，采用硫化浮选法，经二粗一扫四精流程，在磨 矿粒度为一0 ．0 7 5m i l l 粒级占7 4 ．9 0 ％条件下，可以得 到产率1 ．1 1 ％、品位2 1 ．4 8 ％、回收率7 0 ．3 3 ％的铜精 矿。为该矿全面开发、综合回收铜资源提供了有力的 技术支撑。 万方数据