大姚某氧化铜矿矿石性质复杂,具有氧化率高、结合率高、钙镁含量高、含泥量大、选矿指标低等特点,是典型的难选氧化铜矿。国内多家科研单位曾进行过多种方法的试验研究,浮选试验研究结果表明,浮选药剂消耗量大,粗选时间长,中矿难以富集,浮选指标低,精矿品位在7%~12%,回收率小于65%;湿法浸出试验研究结果表明,浸出剂消耗量大,固液分离困难,浸出率低。本试验研究从矿物学特征入手,查明了该类矿石难选的原因,并选用具有针对胜的氧化铜矿活化剂D2,制定较为合理的浮选流程,取得了较为满意的浮选指标。
一、工艺矿物学研究
(一)原矿化学组成
原矿多元素分析结果见表1,铜物相分析结果见表2。
表1 原矿多元素分析结果
元素 | Cu | Ag | Al2O3 | SiO2 | CaO | TFe | K2O | MgO | Na2O | As |
质量分数 | 1.62 | 19.9g/t | 10.67 | 54.75 | 10.03 | 2.98 | 2.78 | 3.18 | 0.66 | 4.90g/t |
表2 铜物相分析结果
相别 | 硫酸铜 | 自由氧化铜 | 结合氧化铜 | 硫化铜 | 总铜 |
含铜时 | <0.001 | 0.57 | 0.62 | 0.42 | 1.61 |
分布率 | 35.40 | 38.51 | 26.09 | 100.0 |
(二)矿物组成
主要矿物组成见表3。铜在矿石中的分配情况见表4。
表3 矿石中的矿物分布
表4 铜在矿石中的分配情况
矿物名称 | 矿物含量 | 矿物中的含铜量 | 在矿石中所占铜的量 | 在矿石中所占铜的分布率 |
孔雀石 | 1.06 | 57.7 | 0.61 | 38.1 |
纤硅铜矿及其它 | 2.0 | 43.6 | 0.54 | 33.8 |
黄铜矿 | 0.60 | 35.0 | 0.21 | 13.1 |
辉铜矿 | 0.30 | 80.0 | 0.24 | 15.0 |
总铜 | 1.60 | 100.0 |
(三)矿石构造
矿石呈浅灰绿色和灰褐绿色。主要有块状构造、薄层状构造、角砾状构造。
块状构造:矿石主要由钙质和泥质组成,另有少量的石英砂等,呈致密块状,构成块状构造,是矿石的主要构造。
薄层状构造:含粉砂钙质泥岩、钙质泥岩、含砂钙质泥岩等呈薄层状相间分布。
角砾状构造:矿石中局部石英碎屑和长石碎屑粒度大于2mm,形成角砾。
(四)矿石的结构
砂状结构:岩石中碎屑约在50%~85%,呈棱角状一次圆状,碎屑间常为铁、钙泥质和微晶一泥晶方解石、褐铁矿。
泥状结构:矿石主要由钙泥质组成。部分泥质重结晶呈显微鳞片状,部分泥质中分布它形粒状的褐铁矿或被褐铁矿浸染。
微晶、细晶结构:矿石主要由微晶、细晶方解石组成,中间分布少量的泥质和碎屑。
(五)主要目的矿物及嵌布特性
经过光薄片鉴定、人工重砂鉴定、X射线衍射分析和电子显微镜分析发现主要铜矿物为孔雀石、纤硅铜矿,另有少量的黄铜矿、辉铜矿。主要脉石矿物为石英、方解石、白云石、白云母、绿泥石、歪长石等。
孔雀石:为矿石中的主要铜矿物和目的矿物,有三种分布形式:一是分布在钙泥质、钙质和泥质中,常呈它形粒状,常包裹泥质或钙质或铁质,纯度不高,晶体浑浊,粒度较细,在0.01~0.2mm。二是分布在碎屑中。三是分布于微晶方解石中,呈自形针状。
纤硅铜矿:呈纤维状、微细粒分散状分布,或包裹钙泥质,或被钙泥质包裹,或呈浸染状分散在钙泥质中,粒度变化较大,一般在0.005~0.3mm。
(六)矿物学特征讨论
1、该矿石中的主要铜矿物为孔雀石和纤硅铜矿,矿石中的铜品位1.61%,其中硫化铜占26.09%,氧化率73.91%,结合铜38.51%,游离氧化铜35.40%,是典型的难选氧化铜矿,也是浮选指标低的主要原因之一。理论上可回收的铜仅为61.49%。
2、早期形成的孔雀石不纯净,常包裹钙泥质,或被钙泥质包裹,粒度变化较大,极细粒呈浸染状分布在钙泥质中,导致这部分孔雀石浮游活性降低,浮选精矿含泥量大,精矿品位不易提高。
3、首次查明了纤硅铜矿的存在。从纤硅铜矿的嵌布特性和分布情况可以看出,部分纤硅铜矿与脉石的嵌布粒度极细,需要细磨才能单体解离。纤硅铜矿中的铜占矿石总铜的33.8%,这也是浮选指标低的另一主要原因。
4、矿石中含有大量的碱土金属碳酸盐、氧化镁、氢氧化镁、硅酸盐和黏土,纤硅铜矿嵌布粒度细,是化学浸出指标低的主要原因。
二、浮选试验研究
(一)流程的确定
考虑到综合矿样中硫化铜矿物的含量不多,而且硫化铜矿物已经发生蚀变,为简化流程,参考同类矿石处理经验,决定采用氧、硫混合浮选的原则流程。
(二)磨矿细度对浮选指标的影响
磨矿细度条件试验工艺流程为原矿经磨矿后,依次添加浮选药剂,浮选8min,得到粗精矿和尾矿。药剂及用量分别为:水玻璃500g/t,D2活化剂l000g/t,Y黄药1500g/t,松醇油150g/t。浮选试验结果表明,磨矿细度为-74μm占85%时,尾矿品位最低,回收率最高。
磨矿细度对精矿品位和回收率的影响见图1。
图1 磨矿细度对精矿品位和回收率的影响
1一回收率;2一精矿品位;下同
(三)捕收剂的选择及对浮选指标的影响
在磨矿细度为-74μm占85%的条件下,采用一次粗选、一次扫选的工艺流程,对浮选药剂种类及用量进行筛选及条件试验,其中重点进行了丁基黄药、戊基黄药、乙基黄药、Y黄药以及各种黄药的配比试验,同时亦进行了各种辅助捕收剂如煤油、柴油、羟酸等的试验研究,发现大部分药剂对降低尾矿品位没有明显作用,相反,有些药剂的添加还可能造成大量细泥上浮,恶化浮选过程,某些药剂对浮选有一些作用,但由于药剂成本太高未采用,综合考虑主金属和伴生银的回收,选用Y黄药为捕收剂,粗选添加1700g/t,扫选添加600g/t。Y黄药对精矿品位和回收率的影响见图2。
图2 Y黄药用量对精矿品位和回收率的影响
(四)调整剂的选择及对浮选指标的影响
在确定了磨矿细度及捕收剂种类和用量的情况下,采用同样的工艺流程进行了石灰、乙二胺磷酸盐、水玻璃、六偏磷酸钠、硫化钠、D2、EDTA等的试验研究,乙二胺磷酸盐对降低铜尾矿品位有一定作用,但受价格和市场来源影响,未采用;水玻璃对分散矿泥和提高精矿品位有一定作用;在试验中,作为活化剂使用的硫化钠和D2相比,在粗选作业添加D2可明显提高铜的回收率和精矿品位,而添加硫化钠不仅会造成大量细泥上浮,中矿循环量大,精矿品位低,而且由于硫化钠用量大,会使矿浆pH升高,对硫化铜矿的浮选造成不利。D2用量对精矿品位和回收率的影响见图3,水玻璃用量对精矿品位和回收率的影响见图4。所以,最后确定在粗选添加1300g/t D2作为氧化铜矿的活化剂、1000g/t水玻璃作为矿泥分散剂。
图3 D2活化剂用量对精矿品位和回收率的影响
图4 水玻璃用量对精矿品位和回收率的影响
(五)全开路浮选试验流程及指标
全开路(两次精选)试验流程见图5,指标见表5。
图5 闭路(开路)试验流程及条件
表5 全开路试验指标
矿物名称 | 产率 | 铜品位 | 铜回收率 |
精矿 | 2.40 | 24.99 | 39.04 |
中矿2 | 5.13 | 4.67 | 15.59 |
中矿3 | 9.23 | 1.39 | 8.33 |
中矿4 | 7.87 | 1.36 | 6.95 |
中矿5 | 2.34 | 1.14 | 1.73 |
尾矿 | 73.03 | 0.596 | 28.36 |
原矿 | 100.0 | 1.54 | 100.0 |
(六)闭路浮选试验流程及指标
闭路试验流程及条件见图5,指标见表6。
表6 闭路试验指标
矿物 名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||
Cu | Ag(g·t-1) | Cu | Ag | ||
精矿 | 4.67 | 21.12 | 415.8 | 61.29 | 68.2 |
尾矿 | 95.33 | 0.654 | 9.5 | 38.71 | 31.8 |
原矿 | 100.0 | 1.61 | 28.47 | 100.0 | 100.0 |
从表6可以看出,精矿铜品位达21.12%,回收率达61.29%。伴生金属银也得到了很好的回收。
1、精选次数的影响:开路试验结果表明,精选两次,精矿品位可达24%;在闭路试验中由于中矿返回的影响,导致精选泡沫发黏,精选效率低,因而在闭路试验中考察了精选次数对选别指标的影响。闭路试验过程中发现,精选两次时,不仅精选品位不高,而且回收率也得不到提高;增加一次精选在保证回收率不受影响的前提下还可以明显提高精矿品位,确定采用三次精选作业。
2、药剂对中矿回收的影响:据文献资附记载,添加煤油、柴油等药剂可减弱中矿中金属的二次脱落,增加金属的回收。本次试验进行了专门的考察,不论是中矿单独浮选还是返回,不论是将药剂加入粗选还是中矿浮选作业,添加煤油等药剂对该矿样浮选指标都没有明显改善。
3、中矿返回地点的影响:一是中矿(精选I槽中物与扫选I泡沫)返回粗选,二是中矿返回球磨,试验结果表明,中矿返回球磨再磨,可明显提高金属回收率。确定采用中矿返回球磨进行中矿再磨工艺。
三、结语
(一)该矿石的显著特点是氧化率高,结合率高,钙镁含量高,含泥量大,是典型的难选氧化铜矿。
(二)本研究第一次明确了矿石中纤硅铜矿的大量存在,也是该类矿石选矿指标低的另一主要原因。
(三)本试验确定的流程结构简单,药剂制度合理,理论上可回收的金属得到了较为完全的回收,取得了满意的技术指标。