随着国民经济的发展,矿产资源越来越受到重视,开采力度也不断加大,矿物加工面临着原料贫、细、杂的局面,复杂难选的铜硫矿石就是其中一种。由于黄铁矿含量高,难以抑制,且铜矿石主要以次生铜为主,易氧化,氧化后有较多的铜离子进入矿浆,会活化黄铁矿,使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点,进行了选矿工艺研究,采取铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程,采用合理的药剂制度,实现了铜硫分离,获得了较好的分选指标。
一、矿石性质
试样取自钻孔铜矿矿芯组合样,采自我国南方某一铜矿山。该矿体属中细粒花岗岩、细粒花岗岩或隐爆角砾岩型矿石。脉石矿物为石英、云母等;金属矿物主要为黄铁矿,其次为辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝和少量斑铜矿,伴生的有用组分为金。主要金属矿物与非金属矿物呈粒状、脉状、浸染状、网脉状、块状、碎屑状、胶状等结构产出。矿石化学成分、物相组成和粒度分布如表1~3所示。
表1 原矿多元素分析结果/%
成分 | Au | Cu | Pb | Zn | Ag | As | S | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | Fe2O3 |
含量 | 0.17g/t | 1.16 | 0.02 | 0.01 | 4.76g/t | 0.05 | 8.36 | 63.05 | 11.17 | 0.03 | <0.01 | 5.02 |
名称 | 原生硫化铜 | 次生硫化铜 | 氧化铜 | 总钢 |
含量 | 0.12 | 0.70 | 0.32 | 1.15 |
占有率 | 10.43 | 60.87 | 28.70 | 100.0 |
表3 原矿筛析结果/%
粒级/μm | 产率 | 粒级铜品位 | 铜金属分布 | ||
粒级 | 累计 | 粒级 | 累计 | ||
+450 | 14.24 | 14.24 | 0.95 | 11.66 | 11.66 |
-450+280 | 18.51 | 32.75 | 0.97 | 15.48 | 27.14 |
-280+150 | 20.45 | 53.20 | 1.32 | 23.27 | 50.41 |
-150+74 | 13.84 | 67.04 | 1.55 | 18.49 | 68.90 |
-74+45 | 13.34 | 81.38 | 1.30 | 16.07 | 84.97 |
-45 | 18.62 | 100.0 | 0.93 | 15.03 | 100.0 |
合计 | 100.0 | 1.16 | 100.0 |
二、选矿工艺流程的确定
该试验主要目的是选铜,综合回收硫,伴生金随铜精矿回收,该矿石难选原因是铜的氧化率较高;次生铜为主,矿物可溶性变化大;铜矿物呈粗细不均匀嵌布;铜离子活化硫铁矿物,分离困难。基于以上原因,提出了铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程,即优先浮选部分易浮单体铜矿物,将较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选,其精矿经再磨使铜硫充分解离后再分选。
三、试验结果与讨论
试样经实验室两段破碎,通过筛分粒度被控制至-0.6mm后混匀装袋,单元试样重500g,试验使用XMB-70三辊四筒球磨机磨矿,XFD型系列挂槽浮选机浮选,浮选药剂全部采用工业级试剂。
(一)铜部分优先浮选试验
为了在铜部分优先浮选获得较高质量的铜精矿,进行了粗选磨矿细度试验和粗选捕收剂种类及用量试验。磨矿细度试验结果见图1,捕收剂种类及用量试验结果见表4,试验流程见图2。综合考虑铜的品位和回收率,选择磨矿细度为-74μm占60%。由表4试验结果可知,Zj-02对铜及贵金属的选择性较强,对硫的捕集性较弱;而PAC/丁基黄药、乙硫氮/丁基铵黑药组合药剂对铜的捕收能力较强,但同时也使一部分硫在该阶段上浮,不利于铜精矿品位的提高和硫的综合回收。综合考虑后选用Zj-02为捕收剂,其用量为10g/t。
图1 磨矿细度试验结果
图2 捕收剂种类与用量试验流程
表4 捕收剂种类与用量试验条件和结果/%捕收剂种类与用量/(g·t-1) | 产品名称 | 产率 | 铜品位 | 铜回收率 |
Zj-02/10 丁基黄药/10 松醇油10 | 铜粗精矿 | 7.57 | 12.24 | 74.72 |
尾矿 | 92.43 | 0.34 | 25.28 | |
原矿 | 100.0 | 1.24 | 100.0 | |
PAC/10 丁基黄药/10 松醇油10 | 铜粗精矿 | 6.76 | 11.70 | 64.30 |
尾矿 | 93.24 | 0.48 | 35.70 | |
原矿 | 100.0 | 1.23 | 100.0 | |
乙硫氮/40 丁基黄药/10 松醇油20 | 铜粗精矿 | 8.04 | 11.16 | 72.95 |
尾矿 | 91.96 | 0.36 | 27.05 | |
原矿 | 100.0 | 1.23 | 100.0 | |
Zj-02 10 松醇油10 | 铜粗精矿 | 7.94 | 11.22 | 74.24 |
尾矿 | 92.06 | 0.34 | 25.76 | |
原矿 | 100.0 | 1.20 | 100.0 |
(二)铜硫混选再磨分选试验
铜硫混浮采用丁基黄药作捕收剂,试验确定,当丁基黄药用量为60g/t时,铜硫混合精矿含铜7.71%,铜回收率达53.84%,作业回收率达59.51%。铜硫分离进行了再磨细度试验及铜硫分离CaO用量试验。铜硫混合粗精矿再磨的目的是提高矿物的单体解离度以及使粗精矿表面出现新的解离面,以利于硫与铜矿物的分离及CaO对黄铁矿的充分抑制,提高铜硫分离效果。铜硫分离粗选再磨细度对铜硫混合粗精矿的分离效果见图3,当铜硫混合粗精矿再磨细度为-74μm占95%时,铜硫分离效果较好,且铜的回收率降低不明显。石灰价廉,来源广泛,是当前铜硫分离方法中应用最广泛的。铜硫分离粗选CaO用量对铜硫分离指标的影响见图4。由图4结果可见,铜硫分离粗选CaO用量以2000g/t为佳。
图3 磨矿细度对铜硫分离指标的影响
图4 石灰用量对铜矿分离指标的影响
(三)小型闭路流程试验结果
在综合条件开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验,试验流程及药剂制度如图5所示。闭路试验结果见表5,结果表明,在原矿含铜1.16%、含金0.17g/t的情况下,得到铜精矿含铜19.30%、金2.52g/t,铜、金回收率分别为88.51%、78.71%;硫精矿含硫32.16%,硫回收率39.40%,选别效果较好。铜精矿含铜品位及含杂情况都达到开发商要求。闭路尾矿中铜矿物主要以微细粒和包体形式存在,浮选难以回收,是造成尾矿铜损失的重要原因。
表5 浮选闭路试验结果/%
产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
Cu | Au/(g·t-1) | S | Cu | Au | S | ||
铜精矿 | 5.32 | 19.30 | 2.52 | 40.40 | 88.51 | 78.71 | 27.66 |
硫精矿 | 9.52 | 0.80 | 0.14 | 32.16 | 6.56 | 7.84 | 39.40 |
尾矿 | 85.16 | 0.07 | 0.027 | 3.00 | 4.93 | 13.45 | 32.94 |
原矿 | 100.0 | 1.16 | 0.17 | 7.77 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
图5 闭路试验流程
四、结论
(一)该矿石铜氧化率较高,且以次生铜为主,矿物可浮性变化大,铜矿物呈粗细不均匀嵌布,铜离子对黄铁矿的活化,这些因素是造成铜硫分离困难的主要原因。
(二)在铜部分优先流程不加石灰的条件下,采用选择性强的Zj-02捕收剂,使部分可浮性好的单体铜矿物得到及时回收,提高了铜精矿品位,且有利于伴生金的回收。
(三)小型闭路试验结果获得铜精矿含铜19.30%、含金2.52g/t,铜、金回收率分别达到88.5l%和78.71%,以及硫精矿含硫32.16%、回收率39.40%,选别效果较好。