选矿过程会产出大量尾矿,尾矿不仅占用大量土地,而且也给人类生产、生活带来了严重污染和危害,现已受到全社会的广泛关注。同时,选矿尾矿又被人们称为二次资源,随着各种一次资源的日益减少,开展尾矿的综合利用越来越受到人们的重视,尾矿的开发利用,是矿产综合利用范围最广、潜力最大、经济和社会效益最好的领域之一。
某铜矿尾矿储量达300万t,存在可供回收的铜、硫和钨等矿物。该矿已具有几十年的开采历史,建矿初期由于钨的含量和当时的价格较低,未考虑回收,再加上当时因选矿技术落后,铜回收率不足80%,致使部分铜钨等金属流失至尾矿中。因此,针对该尾矿进行综合回收铜和钨具有较好的现实意义。
一、试样性质
(一)试样主要组成及化学成分分析
试样是以铜和钨为主,含有少量的铅、锌及微量金、银。矿石的主要金属矿物是黄铁矿、黑钨矿和黄铜矿,矿石中的其它金属矿物相对较少,矿石中的脉石以石英、方解石、白云石为主,其次是钙铁榴石、绿泥石、白云母和金云母,少量绿帘石、长石、榍石和锆石。
试样的化学成分分析结果见表1。
表1 试样的主要成分化学分析结果
元素 | Cu | W03 | S | Fe | Pb | Zn | MO | P | As |
质量分数 | 0.24 | 0.28 | 4.35 | 14.53 | 0.09 | 0.092 | 0.004 | 0.054 | 0.0028 |
元素 | CaO | MgO | A1203 | SiO2 | K20 | Na2O | Au | Ag | |
质量分数 | 10.29 | 1.14 | 2.17 | 44.47 | 0.36 | 0.068 | 0.07g/t | 14.33g/t |
(二)试样中铜、钨的化学物相分析
试样中铜、钨的化学物相分析结果分别见表2和表3。
表2 试样中铜的物相分析结果
铜物相 | 硫化铜中铜 | 氧化铜中铜 | 总铜 |
含量 | 0.226 | 0.015 | 0.241 |
占有率 | 93.78 | 6.22 | 100.0 |
表3 试样中钨的化学物相分析结果
钨物相 | 黑钨矿中钨 | 白钨矿中钨 | 其它钨 | 总含钨量 |
含量 | 0.242 | 0.021 | 0.010 | 0.273 |
占有率 | 88.64 | 7.70 | 3.66 | 100.0 |
从铜、钨的化学物相分析结果可以看出,该试样中铜主要以硫化物的形式存在,钨主要以黑钨矿的形式存在。
(三)试样的粒度组成、矿物结构及嵌布特征
试样的粒度分析结果见表4。
表4 试样粒度分析结果
粒级/μm | 产率 | 品位 | 分布率 | |||
个别 | 累计 | 铜 | 钨 | 铜 | 钨 | |
+147 | 5.54 | 5.54 | 0.08 | 0.20 | 1.85 | 4.07 |
-147+104 | 16.43 | 21.97 | 0.16 | 0.24 | 11.01 | 14.51 |
-104+74 | 17.82 | 39.79 | 0.24 | 0.22 | 17.91 | 14.43 |
-74+43 | 14.54 | 54.32 | 0.28 | 0.34 | 17.05 | 18.19 |
-43+20 | 15.71 | 70.04 | 0.29 | 0.27 | 19.09 | 15.62 |
-20+15 | 10.86 | 80.89 | 0.27 | 0.32 | 12.28 | 12.79 |
-15 | 19.10 | 100.0 | 0.26 | 0.29 | 20.81 | 20.39 |
给矿 | 100.0 | 0.24 | 0.27 | 100.0 | 100.0 |
原矿中主要金属矿物黄铜矿和黑钨矿的结构及嵌布特征如下:
1、黄铜矿:黄铜矿是矿石中主要的铜矿物,主要呈不规则状产出,很少单独在脉石中嵌生,黄铜矿多沿黄铁矿裂隙或层间充填。有时在黄铁矿晶间呈粗粒或中粗粒浸染。与黄铁矿的关系较为密切,有时黄铜矿沿黄铁矿裂隙充填呈脉状、网脉状产出,在粗粒黄铁矿中常可见黄铜矿包体,黄铜矿与黄铁矿或与脉石连生体的粒度一般为0.005~1.00mm,其嵌布关系比较复杂。
2、黑钨矿:黑钨矿主要以板状、柱状单晶或集合体单独或成群呈浸染状嵌布在石英、云母、萤石、长石与绿泥石等脉石矿物中。有时可见黄铁矿、黄铜矿等硫化物与黑钨矿连生或被包裹。黑钨矿嵌布粒度为0.01~1.5mm。
二、选矿工艺条件试验研究
(一)浮选试验研究
由工艺矿物学研究可知,该尾矿需要回收的主要目的矿物是铜、硫和钨,铜主要以硫化物形态存在,钨主要以黑钨矿的形态存在,因此确定的试验方案为浮选回收铜和硫,铜硫浮选的尾矿采用重选回收钨矿物的工艺流程。
(二)试验样品和设备
试验所用的矿样采自现有选矿厂的尾矿库,试样经混匀、分装成每包1000g,作为浮选的试验样品。
实验室设备为锥形球磨机、XFD3.OL、XFD1.OL、XFD0.5L、0.35L浮选机、LL600×30O螺旋溜槽和XYZ-1600×700型刻槽摇床。
1、浮选流程对比试验
由于该试样中铜的含量较低,同时试样中含有大量的黄铁矿,在后续的选钨过程中黄铁矿的存在将影响钨的回收,因此,在硫化矿浮选的过程中既要考虑铜的回收,也要考虑在选钨之前脱除黄铁矿,消除黄铁矿对后续试验的影响,同时也综合回收了硫。为了探索浮选工艺的最佳条件,对该试样进行了铜优先浮选和硫化矿混合浮选的对比试验,原则工艺流程见图1和2,试验结果见表5。
表5 流程对比试验结果
流程方案 | 产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
Cu | S | WO3 | Cu | S | WO3 | |||
铜优先 浮选流程 | 铜精矿 | 6.44 | 2.63 | 26.88 | 0.14 | 67.93 | 41.28 | 3.31 |
硫精矿 | 9.44 | 0.17 | 19.31 | 0.12 | 6.44 | 43.47 | 4.15 | |
硫化矿尾矿 | 84.12 | 0.076 | 0.76 | 0.30 | 25.64 | 15.24 | 92.54 | |
原矿 | 100.0 | 0.25 | 4.19 | 0.27 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
硫化矿 混合浮选 流程 | 铜精矿 | 4.24 | 4.02 | 25.62 | 0.13 | 70.44 | 25.91 | 2.05 |
硫精矿 | 12.83 | 0.15 | 20.77 | 0.11 | 7.96 | 63.60 | 5.26 | |
硫化矿尾矿 | 82.93 | 0.063 | 0.53 | 0.30 | 21.60 | 10.49 | 92.69 | |
原矿 | 100.0 | 0.24 | 4.19 | 0.27 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
从试验结果可以看出,优先浮选流程铜的指标略低于硫化矿混合浮选流程,同时,优先浮选流程中硫化矿尾矿硫的含量要高于硫化矿混合浮选流程,这可能是由于优先浮铜时石灰用量较大,pH较高,铜受到抑制,而在选硫时又要添加大量的酸来降低pH值。由于该试样中铜的含量较低,同时试样中含有大量的黄铁矿,在后续的选钨过程中黄铁矿的存在将影响钨的回收,因此,硫化矿浮选试验采用硫化矿混合浮选流程回收铜和消除黄铁矿对后续试验的影响。
2、捕收剂种类试验
将试样磨至-74μm占80%,考察各种捕收剂对铜的选别性能,试验流程见图3,试验结果见表6。
表6 捕收剂种类试验结果
捕收剂种类及用量/(g·t-1) | 产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||
Cu | S | Cu | S | |||
Z-200 40 | 铜粗精矿 | 12.71 | 1.40 | 26.12 | 72.85 | 75.57 |
尾 矿 | 87.29 | 0.076 | 1.23 | 27.15 | 24.43 | |
原 矿 | 100.0 | 0.24 | 4.39 | 100.0 | 100.0 | |
乙基黄药 40 | 铜粗精矿 | 13.90 | 1.25 | 24.76 | 74.79 | 80.31 |
尾 矿 | 86.10 | 0.068 | 0.98 | 25.21 | 19.69 | |
原 矿 | 100.0 | 0.23 | 4.29 | 100.0 | 100.0 | |
KD 40 | 铜粗精矿 | 17.29 | 1.15 | 22.13 | 78.97 | 86.37 |
尾 矿 | 82.71 | 0.064 | 0.73 | 21.03 | 13.63 | |
原 矿 | 100.0 | 0.25 | 4.43 | 100.0 | 100.0 | |
丁基黄药 40 | 铜粗精矿 | 21.19 | 0.91 | 18.13 | 80.57 | 87.44 |
尾 矿 | 78.81 | 0.059 | 0.70 | 19.43 | 12.56 | |
原 矿 | 100.0 | 0.24 | 4.39 | 100.0 | 100.0 |
试验结果表明,新型捕收剂KD(硫氨酯类)对铜具有很强的捕收能力和良好的选择性,因此,试验采用KD作为回收铜的捕收剂。
3、磨矿细度试验
由于该试样的粒度较粗,因此进行了磨矿细度试验,活化剂为硫酸铜,用量200g/t,捕收剂为KD,用量40 g/t,起泡剂为松醇油,用量20g/t,试验结果见图4。
1—铜回收率;2—铜品位;3—钨回收率;4—钨品位
由图4磨矿细度试验结果可以看出,试样未经磨矿直接浮选效果不好,铜精矿富集不明显,随着磨矿细度的增加,铜粗精矿中铜的回收率逐步提高,铜品位逐渐降低,损失在铜粗精矿中钨逐步减少。综合考虑铜和钨的指标,确定磨矿细度为-74μm占80%。
4、硫酸铜用量试验
试样磨至-74μm占80%,KD用量40g/t,松醇油用量20g/t,硫酸铜用量试验结果见图5。
1—铜回收率;2—铜品位;3—硫回收率;4—硫品位
由图5的试验结果可以看出,硫酸铜用量增加,精矿中铜和硫的回收率逐步提高,铜品位逐渐降低,当用量为200g/t时,试验指标较好,因此,确定硫酸铜的用量为200g/t。
5、捕收剂KD用量试验
试样磨至-74μm占80%,硫酸铜用量200g/t,松醇油用量20g/t,捕收剂KD用量试验结果见图6。
1—铜回收率;2—铜品位;3—硫回收率;4—硫品位
图6的试验结果表明,随着KD用量增加,精矿中铜和硫的回收率逐步提高,铜品位逐渐降低,因此,确定KD的用量为40g/t。
6、铜硫分离石灰用量试验
石灰是铜硫分离时黄铁矿的有效抑制剂,粗选获得的铜硫粗精矿经过一次精选后,获得较高品位的铜和硫的混合精矿,采用石灰实现铜和硫的分离,进行了石灰的用量试验,试验结果见图7。
1—铜回收率;2—铜品位;3—硫回收率;4—硫品位
图7的试验结果表明,石灰可实现铜硫分离,随着石灰用量增加,精矿中铜的品位逐渐提高,铜的回收率逐渐降低,因此,确定石灰的用量为1500g/t。
7、开路试验
在条件试验的基础上,对硫化矿进行实验室开路试验。试验流程见图8,试验结果见表7。
表7 开路试验结果
产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
Cu | S | WO3 | Cu | S | WO3 | ||
铜精矿 | 0.39 | 23.43 | 34.23 | 0.09 | 36.31 | 3.09 | 0.13 |
中矿1 | 0.34 | 8.34 | 33.45 | 0.10 | 11.24 | 2.63 | 0.13 |
中矿2 | 1.35 | 1.43 | 32.56 | 0.10 | 7.71 | 10.22 | 0.51 |
中矿3 | 1.69 | 0.81 | 34.13 | 0.11 | 5.46 | 13.39 | 0.70 |
中矿4 | 1.85 | 0.43 | 34.24 | 0.10 | 3.19 | 14.78 | 0.70 |
硫精矿 | 4.33 | 0.10 | 35.24 | 0.14 | 1.73 | 35.54 | 2.29 |
中矿5 | 7.25 | 0.20 | 6.23 | 0.17 | 5.79 | 10.51 | 4.65 |
中矿6 | 3.54 | 0.54 | 7.12 | 0.14 | 7.64 | 5.87 | 1.87 |
中矿7 | 1.69 | 0.21 | 1.83 | 0.19 | 1.41 | 0.72 | 1.21 |
尾矿 | 77.57 | 0.063 | 0.18 | 0.30 | 19.52 | 3.24 | 87.81 |
原矿 | 100.0 | 0.25 | 4.30 | 0.27 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
(三)重选试验
1、螺旋溜槽抛尾试验
由于钨矿物与脉石矿物之间的密度差别大,因此,重选方法是回收钨矿物的有效手段。由于试样含W03仅为0.27%,需预先进行抛尾,采用螺旋溜槽抛尾。试验采用LL600×300螺旋溜槽,给矿为硫化矿浮选的尾矿。试验结果见表8。
表8 螺旋溜槽试验结果
产品名称 | 产率 | WO3品位 | W03作业回收率 |
粗精矿 尾矿 硫化矿尾矿 | 48.08 51.92 100.0 | 0.45 0.10 0.27 | 80.65 19.35 100.0 |
从表8可以看出,采用螺旋溜槽可以抛除大部分的尾矿,起到了预富集的效果。
2、摇床试验
对螺旋溜槽抛尾后产出的粗精矿进行了摇床精选,采用XYZ-1600×700型刻槽摇床。试验结果见表9。
表9 摇床试验结果
产品名称 | 产率 | W03品位 | W03作业回收率 |
精矿 | 0.44 | 66.01 | 63.69 |
中矿 | 5.60 | 1.48 | 18.18 |
尾矿 | 93.96 | 0.088 | 18.13 |
粗精矿 | 100.0 | 0.46 | 100.0 |
(四)全流程试验
采用浮选一重选联合流程,按照图9进行了全流程试验,试验结果见表10。
表10 闭路试验结果
产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
Cu | S | WO3 | Cu | S | WO3 | ||
铜精矿 | 0.84 | 22.02 | 34.34 | 0.09 | 74.39 | 6.57 | 0.28 |
硫精矿 | 10.82 | 0.11 | 35.24 | 0.14 | 4.81 | 87.26 | 5.70 |
钨精矿 | 0.21 | 0.100 | 0.83 | 65.73 | 0.08 | 0.04 | 50.86 |
钨中矿 | 2.67 | 0.094 | 4.56 | 1.32 | 1.02 | 2.79 | 13.29 |
尾矿1 | 40.31 | 0.056 | 0.16 | 0.09 | 9.12 | 1.48 | 12.89 |
尾矿2 | 45.15 | 0.058 | 0.18 | 0.10 | 10.58 | 1.86 | 16.99 |
原矿 | 100.0 | 0.25 | 4.37 | 0.27 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
三、结语
(一)通过对选矿厂尾矿的试验研究表明,采用浮选一重选联合工艺,处理含铜0.24%、硫4.36%、钨0.27%的尾矿,可获得铜精矿铜品位22.02%、回收率74.39%,硫精矿硫品位35.24%、回收率87.26%,钨精矿钨品位65.73%、回收率50.86%。
(二)从试验结果看,从该尾矿中回收有价元素,在技术和经济上是可行的。本研究对尾矿中铜、硫和钨的综合回收提供了技术上可行、经济上合理的工艺流程和工艺条件,同时对同类型选矿厂尾矿二次综合开发利用具有一定的指导意义。尾矿资源的综合利用,是延长矿山服务年限,提高矿山经济效益的有效途径。