某低品位难选氧化铜矿浮选试验研究

来源:网络  作者:网络转载   2019-10-14 阅读:618
 某低品位难选氧化矿浮选试验研究① 张建文,覃文庆,张雁生,杨聪仁 (中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083)

摘要:针对某氧化铜矿品位低、氧化率高、结合率高等特点,采用先添加硫化剂硫化和硫酸铵活化,再以水玻璃+六偏酸钠组合抑制剂强化抑制,以混合黄药680+丁铵黑药+羟肟酸组合捕收剂强化捕收的新药剂制度,对该矿石进行了系统的浮选试验研究,确定了氧化铜矿最佳分选条件与药剂制度,闭路试验指标达到铜精矿品位17.39%,回收率59.36%。关键词:浮选;氧化铜矿;硫化;选矿药剂

我国氧化铜矿的选矿生产从20世纪50年代中后期开始,至今已有50多年的历史。在处理类型繁多、性质复杂的难选氧化铜矿的过程中,已经积累了比较丰富的经验。广大选矿工作者在新药剂、新工艺、新设备和新方法的研究、开发和推广应用中,已取得了一系列重要成果,有力的推动了选矿技术和生产的发展。氧化铜矿的处理方法有浮选法、硫酸浸出法¨q J、氨浸法H曲J、细菌浸出法"一叫和离析浮选法¨¨等,其中浮选法是氧化铜矿各种处理方法中历史最悠久、应用最广泛、工艺最成熟的一种[12“51。某铜矿系为一大型岩浆岩型铜铁矿系,矿体出露地表,遭受深度淋漓氧化,其开采矿石中难选氧化铜矿石占有相当的比例。在长期开采过程中,难选低品位铜矿和废石一起堆放在排土场。本文对该矿区排土场的氧化铜矿石进行了浮选试验研究。 1 矿石性质本次试验试样取自某矿区排土场综合样。矿石主要呈粉状、砂状,其中有部分为碎块状,原生矿泥含量大。矿石肉眼下多显黄褐色~灰黑色。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,矿石中铜矿物主要是孑L雀石,偶见黄铜矿、辉铜矿和铜蓝零星分布;其它属矿物以假象赤铁矿居多,其次是磁铁矿、褐铁矿和赤铁矿以及少量黄铁矿;脉石矿物含量较高的是方解石和斜长石,次为白云石、角闪石、透辉石等,其它微量矿物尚见磷灰石、石和黝帘石等。矿石的多元素化学成分分析结果见表l,铜物相分析结果见表2。由表1知,矿石中可供选矿回收的主要组分是铜,但其品位仅为0.35%;、金和等其它有价金属元素均因含量太低综合利用的价值不大。表l 矿石的多元素化学成分分析(质量分数】/% Cu Pb zn TFe Fe0 Fe203 Si02 Ti02 AJ203 CaO 1.97 O.18 O.69 1.30 O.065 O.18 O.20 7.90 18.83 1)单位为g/t。 ①收稿日期:2008—12.30 作者简介:张建文(1982一),男,内蒙古呼和浩特人,硕士研究生。主要研究方向为选矿和生物冶金。万方数据矿冶工程 第29卷表2矿石中铜物相分析结果由表2知,矿石中铜的氧化程度较高,表现为原生硫化铜所占比例很低,矿石铜的氧化率为95.43%。以自由氧化铜、结合氧化铜和硅酸铜3种形式存在的铜分布率大致相近。 2选矿试验研究 2.1磨矿粒度试验浮选前的磨矿作业,目的是使矿石中的有用矿物得到解离,并将矿石磨到适于浮选的粒度。由于该氧化铜矿石中铜矿物具不均匀细粒嵌布的特征,所以细磨才能使有用矿物充分解离¨引。试验采用锥型球磨机对一3 mm原矿石进行磨矿试验。每次称取500 g矿样,磨矿浓度为62.5%。磨矿后产品进行筛析,测定不同磨矿时间的磨矿粒度,磨矿产品筛析结果见表3。表3表明,随着磨矿时间的增加,一O.074咖粒级含量增大,一0.037咖粒级含量也显著增加。表3磨矿产品筛分分析结果磨矿3 min产品的单体解离度分析结果如表4所示。由表4可见,一0.037 mm粒级铜的分布率为 58.8l%。3 min磨矿,铜矿物的单体解离度为 85.34%。一o.037 mm粒级的大量存在会在一定程度上恶化浮选过程,综合分析7 min和9 min磨矿产品,虽然铜的解离度高,但一0.037 mm粒级比例增大,对铜的回收不利,因此,选择3 min为浮选试验的磨矿时间。表4 3 min磨矿产品单体解离度分析考察磨矿粒度对浮选影响,试验条件为:粗选硫化钠2 000 g/t,水玻璃2 000 g/t,混合黄药680与丁铵黑药按2:1混合使用,总用量为150 g/t,2。油80 g/t,扫选药剂用量减半。

试验结果见表5。表5结果表明,磨矿3,5,7 min条件下,精矿和中矿归队后,铜的回收率分别为57.91%、55.75%和53.4l%,可见,磨矿3 min (一O.074 mm占72.63%)条件下,铜的回收率最高。根据试验结果,磨矿粒度为一0.074 mm占72.63%比较合适,粗选磨矿时间为3 IIlin。表5不同磨矿粒度条件下浮选试验结果 2.2硫化钠和硫酸铵用量对浮选的影响由于矿石氧化程度比较高,故采用硫化浮选,实践中主要采用硫化钠作硫化剂。在浮选溶液中,硫化钠用量适当时,有利于氧化铜矿物浮选;而当硫化钠用量过大时,又不利于氧化铜矿物浮选。由于硫化钠的特殊性质,在浮选氧化铜矿时,硫化钠需分段添加。硫化钠最适宜的添加段数由氧化铜矿物表面生成CuS覆盖膜的脱落速度以及矿物与捕收剂反应后进行浮游的速度决定Ⅲj。硫酸铵在氧化铜矿选矿中用作调整剂,可以排除硫化钠过量时对氧化铜矿的抑制作用。张文彬研究了硫酸铵在氧化铜矿相转移活化中的作用,提出了硫酸铵不仅对氧化铜矿的硫化浮选具有硫化促进作用,表现为催化效应、稳定效用和疏水效应,而且在氧化铜矿的直接浮选中具有活化作用,在“相转移活化”中,硫酸铵主要表现为具有增溶作用、传递作用和万方数据第4期 张建文等:某低品位难选氧化铜矿浮选试验研究 4l 对黄药的增强吸附作用m棚]。粗选抑制剂硫化钠变量,水玻璃2 000 g/t,捕收剂混合黄药680与丁铵黑药按2:l混合使用,总用量为 150 g/t,2。油80 g/t,扫选药剂用量减半,考察了硫化钠用量对铜浮选回收率的影响,试验结果见表6。表6硫化钠用■试验结果由表6可知,硫化钠用量为1 500 g/t时,精矿和中矿回归后的铜回收率为51.5l%,粗选精矿铜品位为2.Ol%;硫化钠用量为3000,4 500 g/t时,精矿和中矿回归后铜的回收率分别为53.03%和52.25%,此时铜品位分别为2.94%和3.95%;硫化钠用量增加到6 000 g/t时,回收率为50.28%,铜品位为4.66%。可见硫化钠用量为3 000—4 500 g/t比较合适。继而考察了硫酸铵用量对铜浮选回收率的影响,试验条件为:粗选硫化钠用量3 000 g/t,抑制剂水玻璃2000 g/t,混合黄药680与丁铵黑药按2:l混合使用,总用量为150 g/t,2。油80 g/t,扫选药剂用量减半,试验结果见表7。表7硫酸铵用量对浮选的影响由表7结果可知,添加活化剂硫酸铵,铜的回收率显著提高,硫酸铵用量为1 000∥t时,精矿与中矿中铜的总回收率为68.1l%,用量为1 500 g/t时,铜的总回收率为65.55%。l 000 g/t为硫酸铵的较好用量。

2.3捕收剂的种类和用量试验黄药类、黑药类和羟肟酸类捕收剂常作为氧化铜矿的捕收剂。本次试验使用四种不同的捕收剂(丁基黄药、680混合黄药、丁铵黑药和羟肟酸),考察了4种药剂对氧化铜矿的捕收性能,最终确定最佳种类药剂的组合和用量,试验结果见表8。表8捕收剂种类对浮选试验结果捕收剂用量试验中,试验条件为:粗选硫酸铵用量为l 000 g/t,硫化钠用量为3 000 g/t,水玻璃2 000 g/t,2。油80 g/t,扫选药剂用量减半。试验结果表明,单独使用丁黄药或混合黄药680,精矿中矿回归后铜的回收率仅为40.41%和37.35%。两者分别与丁铵黑药按2:1配比使用,铜的回收率分别提高到60.56%和63.06%。考虑到部分可浮氧化铜矿没能充分上浮,加入羟肟酸强化氧化铜矿的回收,精矿中铜回收率提高到65.35%。尾矿损失铜为34.65%。可见混合黄药680、丁铵黑药与羟肟酸的组合使用比单独使用效果好。选羟肟酸、混合黄药680与丁铵黑药的比例为 2:2:l的配比混合使用,考察药剂用量对铜回收率的影响,试验条件为:粗选硫酸铵和硫化钠用量分别为 1 000和3 000 g/t,抑制剂水玻璃用量2 000 g/t,2。油用量80 g/t,扫选药剂用量减半,试验结果见表9。万方数据 42 矿冶工程 第29卷表9捕收剂用量试验结果蜂摹鍪算o+………萃享:‘等::雾:’努 丁篓器鍪+300+150+soo三》芸.磊;:磊s;.二 羟肟酸 尾删 7)‘uu ”‘16 ”‘… 合计 100.00 0.38 loo.00 实验结果表明,选用羟肟酸、混合黄药680与丁铵黑药按2:2:l混合使用,粗选总用量为250 g/t、扫选总用量为125 g/t,是比较合理的药剂用量。 2.4抑制剂用量对浮选的影响由工艺矿物学结果可知,主要的脉石矿物为方解石和斜长石,次为白云石、角闪石、透辉石等。磨矿特性研究表明,在磨矿过程中,一O.037 mm粒级含量较大,因此选择水玻璃和六偏磷酸钠作为抑制剂和分散剂,考察其对浮选的影响,试验条件为:粗选硫酸铵和硫化钠用量分别为l 000和3 000 g/t,水玻璃与六偏磷酸钠的配比为3:l,捕收剂混合黄药680与丁铵黑药用量分别为100和50 g/t、羟肟酸100 g/t,2。油80 g/t,扫选药剂用量减半,试验结果见表10。其中抑制剂用量为粗选和扫选用量的总和。试验结果表明,水玻璃和六偏磷酸钠的使用,有效地改善了浮选。随着抑制表10抑制剂用量试验结果精矿 7.96 2.64 48.15 4 soo 童享 刍荒 :霆 二墨 、盒生 !塑:塑 Q:竺 !塑:丝剂用量的增加,精矿铜的品位逐渐增大。当抑制剂用量为3 600 g/t时,精矿中矿回归铜的总回收率为71.55%,铜精矿的品位为5.7%;用量小于3 600 g/t时,铜的总回收率和铜精矿品位下降;用量为4 800 g/t时,铜精矿回收率仅为33.83%,铜精矿品位为 5.34%。综合分析试验结果可知,水玻璃与六偏磷酸钠按3:1配比使用,抑制剂的最佳用量为3 600 g/t。 2.5全流程开路试验在条件试验的基础上,进行了全流程开路试验,粗选精矿经三次精选,粗选尾矿经两次扫选,试验结果见表1l。试验结果表明,经过三次精选所获得铜精矿的品位为18%,回收率为46.54%。精矿和所有中矿的铜的总的回收率为68.75%,尾矿铜损失率为31.25%。表11开路试验结果 2.6全流程闭路试验根据开路试验结果进行了闭路试验研究,试验流程如图l,试验结果见表12。原矿图1闭路试验流程万方数据第4期 张建文等:某低品位难选氧化铜矿浮选试验研究表12闭路试验结果由表12可知,原矿硫化浮选闭路试验所获铜精矿铜品位为17.39,回收率为59.36%。对闭路试验尾矿进行了筛分分析,结果见表13。表13尾矿筛析试验结果由表13可见,一0.074 mm产率为69.63%,且品位较高,铜分布率为87.15%。其中一O.037 mm矿泥中铜的分布率为64.95%,相对原矿的铜分布率为 23.99%。铜主要损失在一0.037 mm粒级矿泥中。从本次浮选试验研究来看,浮选回收率并不高,而且药剂成本比较高,泥化程度也比较严重,故可考虑采用脱泥、泥沙分别处理,酸浸·细菌浸出,氨浸等试验方案来进行多方案比较和综合回收利用。 3结 论 1)通过工艺矿物学、多元素和物相分析知,该矿石中铜矿物主要是孔雀石,偶见黄铜矿、辉铜矿和铜蓝零星分布,主要脉石矿物为方解石和斜长石。

矿石中可供选矿回收的主要组分是铜且品位比较低,仅 0.35%,矿石中铜的氧化程度较高,为95.43%,结合率为41.43%。属较难选氧化铜矿石。 2)由于矿石氧化程度比较高,在采取硫化浮选时,除了添加丁黄药、丁铵黑药外,还添加了羟肟酸螯合捕收剂,同时添加活化剂硫酸铵,抑制剂采用水玻璃与六偏磷酸钠按3:l的比例进行组合,闭路试验获得铜品位为17.39%,回收率为59.36%的指标。 3)对尾矿进行筛析发现,一0.037咖矿泥中铜的分布率为64.95%,相对原矿的铜分布率为23.99%。铜主要损失在一0.037 mm粒级矿泥中。 4)从本次浮选试验研究来看,浮选回收率并不高,而且药剂成本比较高,泥化程度也比较严重,故可考虑采用脱泥、泥沙分别处理,酸浸.细菌浸出,氨浸等试验方案来进行多方案比较和综合回收利用。参考文献: [1] 王中生.宁夏某氧化铜矿柱浸·置换试验研究[J].矿产保护与利用,2003(2):38一加. [2] 刘小平,刘炳贵.氧化铜矿搅拌酸浸试验研究[J].矿冶工程, 2004,24(6):5l一52. [3] Anton妇cvic M M,DiⅡ6响evic M D,stev咖vic z O,拼甜.IIl懈6伊ti∞of£}m possjbjl毋0f copper姗yery ftheno妇lj鲫lailif咿坷 ∽id le们hing[J].JOIlⅡIal 0f HazaId伽8 M砒erial8,2008:23—34. [4]程琼,张文彬.汤丹高钙氧化铜矿氨浸技术的进展[J].云南冶金。2005,34(6):17—20. [5】 李运刚.低品位氧化铜矿还原焙烧一氨浸试验研究[J】.矿产综合利用,2000(6):7—9. [6]程琼。章晓林,张文彬,等.某高碱性氧化铜矿常温常压氨浸试验研究[J].湿法冶金,2006,25(2):74—77. [7]李小燕,张卫民,高曙光,等.微生物浸矿技术在处理低品位铜矿中的现状及发展趋势[J].中国矿业,2007,16(7):9l一93. [8] 尤腾胜,文书明,徐凤平,等.低品位铜矿微生物浸出技术研究及应用现状[J].国外金属矿选矿,200r7(11):27—29. [9] YIN sheng.h∞,wu Ai-虹mg,QIu Gu∞.zhⅢ.Biole∽hing 0f lwgmde e叩per鲫lphjd∞7rhls∞ti帆s《Nonfe删s metals S∞iety《 chi聃[J].2007(11):7cr7—713. [10] Briedey c L.B卵te“aJ椰cce鹪ion in bioh悦p kachiIlg[J].Hy击ometallufgy,2000(3):249—254. [11]陈连秀。刘中华.难选氧化铜矿离析-浮选试验研究[J].新疆有色金属,2003(1):15一17. [12]周源,艾光华.提高某难选氧化铜矿石铜回收率的试验研究 [J].金属矿山,2005(10):44—46. [13]张文彬.氧化铜矿浮选研究与实践[M].长沙:中南工业大学出版社.1992. [14]赵涌泉.氧化铜矿的处理[M].北京:冶金工业出版社,1980. [15]董英,王吉坤,冯桂林.常用有色金属资源开发与加工[M].北京:冶金工业出版社,2005. [16]许时.矿石可选性研究[M].北京:冶金工业出版社,2006. [17] 高起鹏,宿静,秦贵杰.氧化铜矿硫化浮选几个问题[J].有色矿冶,2003,19(2):22—23. [18]高起鹏,宿静,秦贵杰,等.硫酸铵在浮选中的应用[J].铜业工程,2004(1):20一21. [19] 戈保梁,张覃,张文彬.硫酸铵在氧化铜矿相转移活化浮选中的作用[J】.有色金属,1999,5I(I):22—24. [20] 朱玉霜,朱建光.浮选药剂的化学原理[M].中南工业大学出版杜,1987.万方数据

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