一、矿石性质
某矿为含砷、硫铜矿床,矿石类型为次生富集硫化铜矿。金属矿物含量占5.9%,主要有用金属矿物为黄铁矿、蓝辉铜矿-辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿-块硫砷铜矿以及少量至微量的硫铁锡铜矿、(砷)黝铜矿、黄铜矿、斑铜矿、蓝铜矿等。铜矿物中蓝辉铜矿占矿物总量的0.8%,硫砷铜矿及铜蓝占0.2%。黄铁矿是主要的硫矿物,占4.9%。脉石矿物主要是石英,含量占53.8%,其次有35.2%的明矾石和地开石,以及11%的黏土矿物等。原矿多元素化学分析结果见表1。
表1 原矿多元素化学分析结果
组分 | Au/10-6 | Cu | CaO | MgO | Ag/10-6 | As | S | SiO2 | Al2O3 | Tfe |
质量分数 | 0.16 | 0.58 | <0.01 | 0.01 | 1.64 | 0.03 | 6.58 | 63.64 | 10.9 | 4.22 |
由表1可见,矿石中主要有价组分为铜、硫及伴生有益组分金、银、铅、锌、锡等,有害元素为砷。砷主要赋存在硫砷铜矿中。除铜、硫外其余几种元素含量均未达到可供综合评价的含量标准。原矿含铜0.58%,属低品位铜矿。伴生的少量金可富集于铜精矿中,不必单独回收。
矿石中矿物以粗粒嵌布为主,其中主要铜矿物的工艺粒度+0.074mm达85%以上。黄铁矿粒径0.01~0.60mm,以0.08~0.40mm居多,破碎至-2mm时75%左右的黄铁矿已单体解离。原矿磨至细度-74m含量占60%~70%时,各种金属矿物的单体解离度均在85%以上;但有部分铜矿物分布于黄铁矿粒间、裂隙中与黄铁矿包含或连生,或呈星散状分布在脉石矿物间,与脉石矿物连生。这部分铜硫矿物关系复杂,粗磨条件下难以单体解离,造成分离困难,因此考虑适当细磨或混合精矿再磨后分离。
铜的物相分析结果见表2。
表2 原矿中铜化学物相分析结果
硫化铜 | 氧化铜 | 总计 | |||||||
原生 | 次生 | 自由铜 | 结合铜 | 硫化铜 | 氧化铜 | ||||
含量 | 占全铜 | 含量 | 占全铜 | 含量 | 占全铜 | 含量 | 占全铜 | 占全铜 | 占全铜 |
0.02 | 3.5 | 1.41 | 70.69 | 0.11 | 18.97 | 0.04 | 6.84 | 74.19 | 25.81 |
二、选别工艺流程的确定
硫化铜作为铜的主要矿物,浮选是其主要的选矿方法。根据矿石性质,本试验研究的主要目的是选铜,在铜精矿中伴生回收金,经济可行时综合回收硫。其余有用组分的回收暂不考虑。由于原矿中的主要铜矿物为蓝辉铜矿,可浮性很好,且嵌布粒度较粗,因此,通过探索试验结合矿石工艺矿物学研究结果,确定采用一段粗磨后闪速浮选部分铜、铜硫混选后再磨分选工艺,在铜矿物基本达到单体解离条件下,闪速浮出高品位易选铜矿物,减少铜矿物在中矿循环中造成的损失;剩余较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选,经再磨使铜硫充分解离后再分选。
三、选矿试验
(一)一段粗磨丢尾
矿石中金属矿物嵌布粒度较粗,易于单体解离不同磨矿细度的试验结果见表3,试验流程参见图l。结果表明,磨矿粒度在-74μm含量占50%~87%之间变化时,尾矿中铜的损失率都较低,且变化不大;当原矿磨至-74μm含量占51%时,尾矿中铜的品位为0.024%,损失率只占2.66%,完全可以作为合格尾矿丢弃。因此,一段磨矿采用粗磨(细度-74μm含量占5l%)即可抛除尾矿。
表3 磨矿细度试验结果
磨矿细度/-74μm | 产品名称 | 产率 | 铜品位 | 铜回收率 |
42 | 铜粗精矿 | 19.72 | 2.8 | 95.2 |
尾矿 | 80.28 | 0.035 | 4.8 | |
51 | 铜粗精矿 | 19.59 | 2.99 | 97.33 |
尾矿 | 80.41 | 0.024 | 2.66 | |
62 | 铜粗精矿 | 18.72 | 3.23 | 96.87 |
尾矿 | 81.28 | 0.024 | 3.12 | |
70.8 | 铜粗精矿 | 15.4 | 3.64 | 97.36 |
尾矿 | 84.6 | 0.018 | 2.64 | |
87 | 铜粗精矿 | 16.09 | 3.39 | 97.01 |
尾矿 | 83.91 | 0.020 | 2.99 |
图1 铜粗选条件试验流程
(2)闪速浮出易浮高品位铜矿物
矿石中蓝辉铜矿为主要含铜矿物,占总铜含量的70%以上,此外还含有部分含砷铜矿物。一般来说,蓝辉铜矿与硫砷铜矿可浮性好,易上浮,这部分可浮性较好的矿物只需添加少量选择性强的捕收剂,在极短浮选时间内即可选出高质量的一步铜精矿。闪速浮选方案与常规选铜方案相比(见表4),所获铜精矿铜回收率相近,但铜品位较高。
表4 闪速浮选方案与常规选铜方案指标对比
方案名称 | 产品名称 | 产率 | 铜品位 | 铜回收率 |
闪速浮选铜 | 铜精矿 | 1.82 | 31.17 | 93.53 |
常规浮选铜 | 铜精矿 | 2.35 | 23.87 | 93.64 |
(三)浮选工艺条件
1、粗选适宜的pH值
原矿中含有大量黄铁矿,因此采用石灰作为矿浆pH值调整剂,同时在磨矿过程中添加石灰还可以较好地抑制黄铁矿。石灰用量的多少对浮铜指标有较大影响,不同石灰添加量对浮铜粗选试验的影响如图2所示,试验流程参见图l。随石灰添加量的增加,铜粗精矿品位及回收率均逐渐增高,铜粗精矿品位则先逐渐升高,至1500g/t以后降低,选择石灰适宜用量为1000~1500g/t。
图2 石灰用量试验结果
2、浮铜捕收剂种类及用量试验
闪速浮铜,铜矿物捕收剂的选择非常重要。本试验考察了黄药、Z-200、乙硫氮、SP、黄药/丁基铵黑药等铜捕收剂的选择性,进行了捕收剂的筛选试验。试验结果见表5,试验流程参见图1。结果表明,SP具有较好的浮选效果,其铜品位和回收率均较高。随着其用量的增加,铜回收率随之增加,但品位亦随之下降。适宜的捕收剂用量为10g/t左右。SP捕收剂用量试验结果如图3所示。
表5 铜捕收剂选择试验结果
捕收剂各类与用量/(g·t-1) | 产品名称 | 产率 | 铜品位 | 铜回收率 |
丁基黄药20 | 铜粗精矿 | 4.38 | 11.66 | 84.24 |
尾矿 | 95.62 | 0.1 | 15.76 | |
原矿 | 100.0 | 0.607 | 100.0 | |
Z-200 30 | 铜粗精矿 | 7.43 | 6.84 | 85.92 |
尾矿 | 92.57 | 0.09 | 14.08 | |
原矿 | 100.0 | 0.592 | 100.0 | |
乙酸氨20 | 铜粗精矿 | 3.93 | 12.22 | 80.01 |
尾矿 | 96.01 | 0.125 | 19.99 | |
原矿 | 100.0 | 0.6 | 100.0 | |
SP 10 | 铜粗精矿 | 2.44 | 22.24 | 84.5 |
尾矿 | 97.56 | 0.105 | 15.5 | |
原矿 | 100.0 | 0.598 | 100.0 | |
丁基黄药∶丁基铵黑药20∶5 | 铜粗精矿 | 6.87 | 7.54 | 89.69 |
尾矿 | 93.13 | 0.064 | 10.31 | |
原矿 | 100.0 | 0.58 | 100.0 |
图3 捕收剂SP用量试验结果
3、铜硫混合浮选捕收剂试验
铜硫混浮在弱碱性介质中进行。丁基黄药在弱碱性介质中对黄铁矿有较强的捕收能力,作为铜硫矿物的捕收剂,考虑选用混合捕收剂。试验条件:将闪速浮铜后的尾矿作为给矿,为抑制脉石矿物的夹带上浮,捕收剂前添加适量的水玻璃,进行不同比例混合捕收剂用量条件试验。铜硫混浮捕收剂用量试验结果见表6。试验结果表明,丁基黄药与丁基铵黑药混用,其适宜比例为丁基铵黑药∶丁基黄药=l∶2。组合捕收剂适宜的用量为丁基铵黑药、丁基黄药分别为15、30g/t。
表6 铜硫混浮捕收剂用量试验结果
捕收剂用量/(g·t-1) | 产品名称 | 产率 | 铜品位 | 铜作业回收率 |
丁基铵黑药10 | 粗精矿 | 5.50 | 1.98 | 72.73 |
尾矿 | 94.50 | 0.48 | 27.27 | |
给矿 | 100.0 | 0.166 | 100.0 | |
丁基铵黑药20 | 粗精矿 | 6.86 | 1.79 | 74.53 |
尾矿 | 93.24 | 0.045 | 25.47 | |
给矿 | 100.0 | 0.165 | 100.0 | |
丁基铵黑药∶丁基黄药7.5∶15 | 粗精矿 | 10.41 | 1.29 | 82.29 |
尾矿 | 90.34 | 0.032 | 17.71 | |
给矿 | 100.0 | 0.163 | 100.0 | |
丁基铵黑药∶丁基黄药10∶20 | 粗精矿 | 9.58 | 1.65 | 85.77 |
尾矿 | 90.42 | 0.029 | 14.23 | |
给矿 | 100.0 | 0.18 | 100.0 | |
丁基铵黑药∶丁基黄药10∶5 | 粗精矿 | 10.12 | 1.33 | 78.10 |
尾矿 | 90.88 | 0.042 | 11.90 | |
给矿 | 100.0 | 0.17 | 100.0 | |
丁基铵黑药∶丁基黄药15∶7.5 | 粗精矿 | 13.08 | 1.10 | 82.54 |
尾矿 | 86.92 | 0.035 | 17.46 | |
给矿 | 100.0 | 0.17 | 100.0 | |
丁基铵黑药∶丁基黄药10∶10 | 粗精矿 | 11.50 | 1.18 | 76.92 |
尾矿 | 90.34 | 0.046 | 8.76 | |
给矿 | 100.00 | 0.18 | 100.0 | |
丁基铵黑药∶丁基黄药15∶15 | 粗精矿 | 13.56 | 1.05 | 80.46 |
尾矿 | 86.44 | 0.04 | 19.54 | |
给矿 | 100.0 | 0.18 | 100.0 |
4、铜硫分离试验
石灰是铜硫分离中有效而廉价的抑制剂。由于部分铜矿物与黄铁矿关系密切,粗磨条件下难以单体解离,须通过再磨使金属矿物进一步解离,为铜硫分离创造条件。同时再磨还可脱除矿物表面吸附的残余药剂,出现新鲜的矿物表面,有利于CaO对黄铁矿的充分抑制,从而提高铜硫分离效果。试验条件:将铜硫混浮精矿作为给矿,进行再磨与不再磨,及添加不同抑制剂等条件试验。铜硫分离试验结果见表7。试验结果表明,对混合精矿进行再磨并同时添加以石灰为主的抑制剂,铜粗精矿的品位和回收率都有明显提高,硫粗精矿的回收率也有所提高。由此可见,再磨可以明显改善铜硫分离效果。由表7结果可知在磨机中添加石灰800g/t和亚硫酸钠200g/t后铜硫分离指标略佳,综合考虑,选择铜硫分离作业条件为再磨细度-74μm95%,同时在磨机中添加石灰l000g/t。
表7 铜硫分离试验结果
试验条件 | 产品名称 | 铜品位 | 硫品位 | 铜作业回收率 | 硫作业回收率 |
空白 | 铜粗精矿 | 1.56 | 39.65 | 85.09 | 86.83 |
硫粗精矿 | 0.58 | 12.76 | 14.91 | 13.17 | |
石灰800g/t | 铜粗精矿 | 7.32 | 34.19 | 69.76 | 13.28 |
硫粗精矿 | 0.42 | 29.56 | 30.24 | 86.72 | |
再磨细度-74μm95%石灰1000g/t(加入磨机) | 铜粗精矿 | 10.91 | 38.06 | 75.92 | 11.09 |
硫粗精矿 | 0.33 | 29.1 | 24.08 | 88.91 | |
再磨细度-74μm95%,石灰800+漂白粉200g/t (加入磨机) | 铜粗精矿 | 8.54 | 29.44 | 76.85 | 9.53 |
硫粗精矿 | 0.31 | 28.72 | 23.15 | 90.47 | |
铜粗精矿 | 11.29 | 36.36 | 76.36 | 10.26 | |
再磨细度-74μm95%,石灰800+亚硫酸钠200g/t(加入磨机) | 硫粗精矿 | 0.3 | 27.31 | 23.64 | 89.44 |
表8 小型闭路试验结果
产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
Cu | Au,g/t | S | Cu | Au | S | ||
铜精矿 | 1.82 | 31.17 | 4.7 | 27.59 | 93.53 | 52.17 | 7.89 |
硫精矿 | 6.53 | 0.32 | 0.78 | 43.2 | 3.44 | 31.06 | 44.31 |
尾矿 | 91.65 | 0.02 | 0.03 | 3.32 | 3.02 | 16.77 | 47.8 |
原矿 | 100.0 | 0.6 | 0.17 | 6.36 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
图4 闭路试验工艺流程
四、结语
(一)本试验研究紧密结合矿石特性,使用简单的SP-石灰工艺,在低捕收剂用量情况下,采用粗磨抛尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选工艺,选别低品位铜矿,获得了良好的选矿指标。
(二)在较粗磨矿细度下应用对铜选择性好的捕收剂SP,闪速浮选出部分已单体解离、可浮性好的铜矿物,减少铜矿物在中矿循环造成的损失,有利于铜的回收。
(三)本试验研究结果可作为经济开发该低品位铜矿的技术依据。