低碱介质铜硫分离技术的研究

来源:网络  作者:网络转载   2019-10-14 阅读:1003

长期以来,无论是哪一种含矿物,均采用高碱介质进行铜硫分离。高碱工艺的最大特点,就是铜硫分离时操作稳定,主产(铜精矿)指标优越,无论是铜精矿品位还是回收率都能取得满意的结果。但由于使用高碱介质,使该传统工艺也存在无可回避的缺陷:如伴生元素回收率低,特别是对贵属有较强的抑制作用,严重影响伴生金的回收。另外,由于采用高碱介质,选铜尾矿中的硫被强烈抑制,只有采用硫酸或加酸性水等活化工艺,才能实现铜尾选硫。为了攻克传统高碱工艺选硫的缺陷及伴生元素回收率低这个难题,几年来,我们就低碱介质铜硫分离新工艺作了大量的试验研究和工业实践工作,取得了满意的进展。现将有关研究情况介绍如下。

一、小型试验研究

(一)矿石性质及试验工艺路线

1、矿石性质

(1)矿物组成

某矿为特大型斑岩铜矿,矿石属细脉浸染型矿石。矿石的矿物组成比较简单,金属矿物主要为黄矿和黄铜矿,辉铜矿次之,再次为黝铜矿、斑铜矿等。矿石有一定的泥化和氧化,氧化率一般为3%—4%。原生矿石中,金属硫化矿物一般占矿石总量的4%—5%,脉石矿物占95%左右。脉石矿物主要为石英、绢云母,其次为绿泥石、方解石长石,还有少量的黑云母、绿帘石、角闪石、白云母、高岭土石膏等。矿石中还伴生有少量的贵金属矿物,主要是银金矿、银金矿、自然金等。试样的多元素分析见表1。

表1 试样多元素分析结果(%)

Cu

Pb

Zn

Mo

S

Fe

As

Al2O3

SiO2

Ca

Mg

Au(g/t)

Ag(g/t)

0.416

0.003

0.0042

0.006

2.75

4.21

0.0018

14.20

62.72

0.92

0.64

0.24

0.63

(2)主要矿物粒度嵌布特性

铁矿呈他形、半自形晶,以浸染状或细脉状分布于脉石中,局部呈团块状。粒度一般为0.03—0.4mm,粗粒居多,最大者可达1mm。黄铁矿常被黄铜矿交代呈残留体。

黄铜矿呈他形晶,细粒不均匀嵌布于脉石中。粒度一般为0.005—0.5mm,以0.01—0.05mm者居多,最大粒径可达1mm。与其共生的硫化矿物主要有黄铁矿和辉矿,辉钼矿有时呈残留体,两者常交错嵌布在一起。

辉钼矿呈鳞片状、薄膜状集合体附着于脉石矿物解理或裂隙面上,也常呈浸染状嵌布于脉石中。与石英或黄铜矿、黄铁矿构成细脉,粒度较细,一般为0.025-0.2mm,有时可达0.6mm。与其共生的主要矿物为黄铜矿。

矿石中金矿物呈两种状态,一是呈粒状嵌布于金属矿物粒间,粒度为3-10μm,部分不规则粒状金产于绢云母、云母类矿物及石英颗粒间,粒度为30μm左右。另一种则呈乳滴状包体赋存于黄铜矿、黄铁矿、砷黝铜矿、方矿、针硫铅矿等矿物中,粒度为几微米到几十微米,以前者占多数。绝大多数金呈独立矿物存在。

银主要赋存于金属硫化物及金属氧化物中,单矿物中以方铅矿含银最高,其次为砷黝铜矿,对不同类型矿石而言,黄铜矿和黄铁矿中的含银量有一定差异,绝大部分银也以独立银矿物存在于矿石中。

2、小试工艺路线

某矿矿石为大型低铜低硫矿石,伴生元素金、银、钼主要与黄铜矿有关,各种金属硫化矿物关系密切,故小试采用在低碱介质中进行铜硫钼等硫化矿的混合浮选,混合精矿再磨后加入新型抑制剂K202,仍在低碱介质中进行铜硫分离,分离后的铜尾进行原浆选硫,以便最大限度地回收矿石中各种有用组分,获得最大的经济效益。

(二)小型试验结果


    1、条件试验原矿粗磨至-200目65.16%,用少量石灰调整介质pH=7—8左右时,进行铜硫混浮。混合浮选阶段,进行了磨矿时间、捕收剂用量、起泡剂用量等条件试验。混选中捕收剂用量对指标的影响见图1。由图1可见,混选时适宜的乙黄药用量以65g/t为宜。

图1 黄药用量与分选指标的关系

混选时起泡剂用量对指标的影响见图2。由图2可知,混浮时起泡剂2号油用量以75g/t为好。

粗磨混合浮选后,铜硫混合精矿分离前必须再磨,使铜硫矿物充分单体解离,为铜硫分离创造条件。考虑到现场生产条件,试验中再磨细度确定为-200目93.8%。

混精再磨后,仍然采用添加少量石灰的办法,控制介质pH值为8左右来进行铜硫分离浮选。

铜硫分离阶段,进行了磨矿时间、抑制剂K202用量及丁铵黑药用量等条件试验。

铜硫分离中新型抑制剂K202对分离结果的影响见图3。从图3可以看出,铜硫分离中,抑制剂K202的用量以30g/t为宜。K202为一种新型的硫化铁矿物的抑制剂,在铜硫分离阶段,添加少量K202,就可起到抑制黄铁矿的作用,从而可以节省大量石灰,降低铜硫分离阶段的pH值,有利于伴生组分的综合回收。

铜硫分离时,捕收剂丁铵黑药用量对选别指标的影响见图4。从图4可见,铜硫分离时捕收剂丁铵黑药的用量以3g/t为宜。

铜硫分离粗选作业以后,经过二次精选,二次扫选,得出合格铜精矿,铜尾进入原浆选硫阶段。

硫浮选时,不脱水,不脱药,不调浆,不添加任何介质pH调整剂,只要加入一定量的选硫捕收剂丁黄药就可实现原浆选硫。

选硫时丁黄药对结果的影响见图5。由图5可见,原浆选硫时,捕收剂丁黄药用量以40g/t为好。

2、小型闭路试验小型闭路试验指标见表2。

表2 小型闭路试验结果

产品名称

产率
(%)

品 位 (%)

回 收 率 (%)

Cu

S

Au(g/t)

Ag(g/t)

Mo

Cu

S

Au

Ag

Mo

铜精矿

1.47

23.75

25.91

11.34

35.32

0.133

83.14

14.35

65.02

66.04

33.48

硫精矿

5.04

0.21

43.12

0.42

2.72

0.022

2.48

78.82

8.30

17.44

18.99

硫尾矿

2.97

0.11

0.24

0.11

0.41

0.002

0.81

0.82

1.26

1.55

1.02

混 尾

90.52

0.06

0.18

0.07

0.13

0.003

13.57

6.01

25.42

14.97

46.51

原 矿

100.00

0.42

2.76

0.16

0.52

0.006

100

100

100

100

100

3、小试结果分析


  原矿粗磨后在低碱介质中进行铜硫金银钼等混合浮选,混合精矿再磨后再在低碱介质中用新型抑制剂K202可成功地进行铜硫分离,铜精矿品位和回收率都达到试验合同要求。硫精矿品位高达43.12%,硫的作业回收率大于98%,硫的综合回收率大于75%。

二、工业试验

(一)工业试验结果


  工业试验于1995年8—10月在现场磨二工段进行,试验同时设置同样规模的对比系统。试验的目的是降低石灰用量,实现低碱介质中铜硫分离和实现原浆选硫,综合回收铜硫金银钼,工业试验结果见表3。

  表3 工业试验结果

工艺

产品名称

产率
(%)

品 位 (%)

回 收 率 (%)

Cu

S

Au(g/t)

Ag(g/t)

Mo

Cu

S

Au

Ag

Mo

试生
产新
工艺

铜精矿

1.57

25.16

32.88

9.52

35.88

0.266

84.67

24.01

56.65

57.53

44.35

硫精矿

2.13

0.53

43.11

0.97

4.38

0.148

2.42

39.54

7.83

9.52

33.68

硫 尾

1.82

0.26

22.03

0.99

2.53

0.024

1.02

17.25

6.84

4.70

4.58

混 尾

94.48

0.058

0.468

0.080

0.29

0.0018

11.89

19.20

28.68

28.25

17.39

原 矿

100

0.459

2.30

0.262

0.986

0.0099

100

100

100

100

100

对比
系统
石灰
工艺

铜精矿

1.70

24.34

34.35

8.97

34.98

0.221

84.98

24.66

51.30

60.88

39.45

铜 尾

3.83

0.353

30.68

0.96

3.17

0.122

2.78

49.67

12.39

12.44

49.21

混 尾

94.47

0.058

0.672

0.107

0.263

0.0011

12.24

25.67

36.31

26.68

11.34

原 矿

100

0.449

2.47

0.278

0.93

0.0093

100

100

100

100

100

(二)工业试验结果分析

工业试验结果表明,在低碱介质中进行混合浮选,混合精矿再磨后在低碱介质中采用新型抑制剂K202可以成功地进行铜硫分离。与对比系统的传统石灰高碱工艺比较,新工艺铜精矿品位高0.36%,铜的综合回收率低0.4%,铜精矿中金的回收率高4.75%。原浆选硫所得硫精矿品位为43.19%,硫的作业回收率为68.5%,硫的综合回收率为40.17%。据试验累计测定数据表明,新工艺的石灰用量可比石灰工艺降低70%。因此,低碱介质有利于现场生产管理,有利于矿石中伴生组分的综合回收,有利于提高矿山的经济效益和社会效益。

三、工业试生产

工业试生产于1996年6—11月在现场以处理量Q=10000t/d的规模,在完全采用原有的生产流程、设备和磨矿细度等条件下进行,试生产也增加了铜尾选硫作业和设置了相同规模的对比系统。其目的是进一步完善铜硫分离新工艺及验证工业试验的工艺指标,为全面大规模地推广应用新工艺作准备。

工业试生产结果见表4。

表4 工业试生产结果

工艺

产品名称

产率
(%)

品 位 (%)

回 收 率 (%)

Cu

S

Au(g/t)

Ag(g/t)

Mo

Cu

S

Au

Ag

Mo

试验
系统
新工

铜精矿

2.12

25.71

31.84

10.48

37.12

0.345

85.09

30.87

56.57

62.93

60.75

硫精矿

2.13

0.57

43.19

1.11

4.59

0.082

2.17

40.17

5.13

6.96

17.47

硫 尾

2.20

0.18

19.21

0.56

2.63

0.004

0.72

18.47

2.69

4.12

0.92

混 尾

93.55

0.07

0.25

0.15

0.31

0.003

12.02

10.49

35.61

25.99

20.86

原 矿

100

0.56

2.27

0.30

1.01

0.010

100

100

100

100

100

对比
系统
石灰
工艺

铜精矿

1.88

25.35

30.46

10.71

38.68

0.254

85.49

29.53

51.82

71.16

61.65

铜尾矿

3.98

0.38

27.31

0.65

2.79

0.037

2.71

55.89

6.68

10.84

18.96

混 尾

94.14

0.07

0.35

0.17

0.20

0.002

11.80

14.58

41.50

18.00

19.39

原 矿

100

0.48

2.28

0.28

1.10

0.010

100

100

100

100

100

由表4可知,工业试生产中,新工艺的铜精矿品位为25.16%,铜的综合回收率为84.67%,与石灰工艺相比,新工艺铜精矿品位高0.82%,铜的综合回收率低0.04%,铜精矿中金的回收率高5.35%,钼的回收率高4.90%,银的回收率低3.35%。原浆选硫所得硫精矿品位为43.11%,硫的作业回收率为69.63%,硫的综合回收率为39.54%。其各项指标与工业试验指标完全吻合。据试生产统计结果,新工艺试生产中石灰用量仅为传统工艺石灰用量的29%,可减少71%的石灰用量。而且工业试生产时间长,跨越夏、秋、冬三季,处理矿石类型多,品种复杂,工艺指标波动很小,证明新工艺稳定可靠,可完全代替石灰工艺用于工业生产。

四、低碱介质铜硫分离新工艺的特色

新工艺在自然pH值和添加少量石灰的低碱介质中进行铜硫金银钼的混浮和分离,有利于矿产资源的综合回收,可大幅度提高金及钼等伴生元素的回收率。新工艺可大幅度地降低石灰用量。与石灰工艺比较,工业试生产中新工艺可降低71%的石灰用量,有利于生产管理,可节约大量能耗和运费,可减轻与建筑业、农业争石灰的压力,具有较大的社会效益。

新工艺铜硫分离后,铜尾可直接进行原浆选硫,不调浆,不活化,极大地方便了后续选硫作业,提高了选硫作业的经济效益。

低碱介质铜硫分离新工艺,可充分利用原有流程和设备组织生产,技改费用低,易于组织推广应用。

新工艺对矿石适应性强,季节温差对选别指标影响小,易于现场操作和管理。新工艺采用的新型抑制剂K202,经防疫部门检测,无色、无味、无毒,易溶于水,用量低,使用操作方便。

低碱介质铜硫分离新工艺,除可用于铜矿外,还可用于铜硫钼矿、铜硫铁矿、铜硫矿、铜硫金矿、铜硫铅矿等矿山,应用前景非常广阔。

标签: 介质
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