Cu | Ni | Pb | Zn | Sn | Sb | Mo | Fe | S | SiO2 | Al2O3 |
1.060 | 0.008 | 0.867 | 1.711 | 0.188 | 0.145 | 0.080 | 36.41 | 1.821 | 25.431 | 3.756 |
相别 | 含量/% | 占有率/% |
硫化铜 | 0.896 | 84.53 |
氧化铜 | 0.137 | 12.9 |
金属铜 | 0.027 | 2.57 |
总铜 | 1.06 | 100 |
表1、表2分析结果表明,该炉渣中铜的含量为1.06%,主要以硫化铜的形式存在,其次为氧化铜,金属铜含量相对较少。炉渣中最多的元素是铁和硅,采用Mossbauer法进一步分析表明,炉渣中的铁有53.3%以铁橄榄石相存在,14%以钙铁橄榄石存在,其余32.5%以Fe3O4存在;硅除了与氧化铁形成铁橄榄石外,大部分呈硅灰石及无定形的玻璃体。而且炉渣中的铜、铁、硅等矿物紧密共生,相互交织,呈细粒不均匀嵌布,致使炉渣中的铜难以与脉石单体解离,严重影响选别指标。
二、实验方法
(一)试样准备
来自现场的炼铜水淬渣,经过破碎、筛分处理,得到试样粒度为-1mm,用于浮选实验。
(二)实验设备及药剂
XMQ-240x90型锥形球磨机,XFD-0.75L单槽浮选机, 101型电热鼓风干燥箱。
丁基黄药(工业用),丁铵黑药(工业用),松醇油(工业用),硫化钠(分析纯),六偏磷酸钠(分析纯)。
(三)实验方法
称取一定量的炉渣,采用60%的浓度磨至一定粒度,放入浮选槽中调浆,调药,浮选6min,对浮选产品烘干、称量、分析,并计算铜回收率。
浮选流程如图1所示。
图1 浮选实验流程 三、实验结果与讨论 (一)矿浆pH值实验 在磨矿粒度为-0.074mm粒级含量占90%,浮选浓度30%,丁基黄药用量80g/t,松醇油用量60g/t等条件下考察矿浆pH值对浮选指标的影响,结果见图2。 图2 pH值对浮选指标的影响 由图2可以看出,pH在5.0-8.0范围内铜的回收率基本保持不变,因此选择在自然水条件下(即pH在7.0左右)进行浮选,无需添加pH调节剂。 (二)磨矿粒度实验 浮选矿浆浓度30%,pH值7.0,丁基黄药用量80g/t,松醇油用量60g/t,磨矿粒度对浮选指标的影响结果见图3。 图3 磨矿粒度对浮选指标的影响 从图3可以看出,-0.074mm粒级含量从75%增加到95%时,铜的回收率有显著提高,从18.6%增加到了39.02%,而-0.074mm粒级含量从95%增加到98%时,铜的回收率提高并不明显,仅从39.02%增加到39.45%,但铜精矿的品位却从4.6%下降到4.3%。这是因为磨矿粒度达到一定程度后,矿物的单体解离大大提高,但同时矿石的泥化现象比较严重,导致铜精矿品位急剧下降。由于炉渣本身坚硬难磨,考虑到生产成本,确定磨矿粒度为-0.074mm粒级含量占95%为宜。 (三)矿浆浓度实验 丁基黄药用量200g/t,松醇油用量60g/t,磨矿粒度-0.074mm粒级含量占95%,pH值7.0条件下,矿浆浓度对浮选指标的影响结果见图4。 图4 矿浆浓度对浮选指标的影响 从图4可知,随着矿浆浓度的增加,铜精矿品位逐渐增大,铜回收率先增大后减小,综合考虑铜的回收率与品位,确定最佳矿浆浓度为30%。 (四)活化剂用量实验 由铜物相分析可知,炉渣中有一部分氧化铜,氧化铜矿物的浮选方法主要采用硫化浮选,硫化钠是氧化铜矿物的主要活化剂。矿浆浓度30%,磨矿粒度-0.074mm粒级含量占95%,pH值7.0,丁基黄药用量200g/t,松醇油用量60g/t,考察了硫化钠用量对浮选指标的影响,结果见图5。 图5 硫化钠用量对浮选指标的影响 由图5可以看出,硫化钠用量从200g/t增加到800g/t时,铜品位和回收率逐渐增加,当硫化钠用量为800g/t时,铜精矿品位达到最大值,硫化钠用量增加到1000g/t时,铜回收率基本保持不变而铜的品位却急剧下降。这是因为硫化钠用量低于800g/t时,硫化钠主要使氧化铜活化,当硫化钠用量超过800g/t时,炉渣中的其它矿物和脉石上浮比例增大,导致浮选精矿中铜的品位下降。因此,确定硫化钠最佳用量为800g/t。 (五)分散剂用量实验 以六偏磷酸钠为分散剂,矿浆浓度30%,磨矿粒度-0.074mm粒级含量占95%,pH值7.0,丁基黄药用量200g/t,松醇油用量60g/t,六偏磷酸钠用量对浮选效果的影响结果见图6。 图6 六偏磷酸钠用量对浮选指标的影响 由图6可以看出,六偏磷酸钠用量从200g/t增加到800g/t时,铜的回收率从44.06%增加到54.69%,六偏磷酸钠的用量继续增加到1000g/t时,铜回收率增加不明显,而铜精矿品位却从4.3%下降到3.9%。这是由于水淬渣在细磨过程中产生了泥化现象,六偏磷酸钠可以减弱颗粒间的电性,使矿粒分散,改善了浮选条件,提高了铜的回收率。因此,确定六偏磷酸钠最佳用量为800g/t。 (六)捕收剂种类及用量实验 经探索实验发现,使用单一丁基黄药作为捕收剂对水淬渣中铜的回收效果较差,因此本实验采用丁基黄药与丁铵黑药混合使用。在磨矿粒度为-0.074mm粒级含量占95%、pH值7.0、矿浆浓度30%、硫化钠用量800g/t、六偏磷酸钠用量800g/t等实验条件下进行实验,不同种类的捕收剂用量对浮选指标的影响结果见图7。 图7 捕收剂对浮选指标的影响 1-黄药+黑药(1∶1)混合使用时精矿品位:2-使用黄药时精矿品位;3-使用黑药时精矿品位;4-黄药+黑药(1∶1)混合使用时铜的回收率;5-使用黑药时铜的回收率;6-使用黄药时铜的回收率 从图7可以看出,相同用量的条件下,丁基黄药与丁胺黑药混合使用的浮选效果优于丁基黄药与丁胺黑药单独使用的效果。混合药剂用量从80g/t增加到240g/t时,回收率从48.17%增加到64.65%,铜精矿品位达到4.54%。当用量超过240g/t时,铜回收率增加不大,且品位逐渐下降。这是因为丁基黄药对硫化铜矿的捕收效果较好但对氧化铜矿的捕收效果较差,而丁铵黑药对氧化铜矿除了具有较好的捕收作用外,还兼有轻微的活化作用,二者混合使用弥补了单一捕收剂的不足。黑药与黄药的比例是根据探索试验所得,在捕收剂用量一定的条件下,如果增加黄药的用量减少黑药的用量,铜回收率会增加但品位会下降,相反,增加黑药用量,由于黑药的选择性好但捕收能力较差会异致铜的回收率降低,综合考虑确定黄药和黑药的比例为1∶1,最佳用量为240g/t。 (七)综合实验 按照图1所示流程,原矿铜品位1.06%,磨矿粒度为-0.074mm粒级占95%,矿浆浓度为30%,pH=7.0,捕收剂(丁铵黑药与丁基黄药按1∶1配制)、活化剂(硫化钠)、分散剂(六偏磷酸钠)的用量分别为240、800、800g/t时,可获得铜品位4.54%,铜回收率64.65%的铜粗精矿。 四、结论 (一)反射炉水淬渣因性质复杂,铜、铁、硅等矿物紧密共生,相互交织,呈细粒不均匀状态分布,导致炉渣中的铜难以回收。 (二)实验表明,细磨和混合捕收剂的使用能有效提高铜的回收率。当磨矿粒度-0.074mm粒级含量占95%、矿浆浓度为30%、pH值7.0、捕收剂(丁铵黑药与丁基黄药按1∶1配制)、活化剂(硫化钠)、分散剂(六偏磷酸钠)的用量分别为240、800、800g/t时,一段粗选铜的回收率为64.65%,粗精矿铜的品位达到4.54%。