在铜矿多金属矿石的分选中,常用的方法是优先浮选和全混合浮选。硫化矿物的优先浮选主要建立在抑制剂对各种矿物作用不同的基础上,铜在多数情况下虽可获得较好的结果,但硫的选别却要经过抑制和活化的处理,不仅增加选矿药剂的种类和消耗,当硫过抑制的时候还会给硫的活化浮选带来困难,影响硫的选别指标。全混合浮选总的来说可减少药剂的种类和消耗,但当矿物可浮性差时,为使混合浮选阶段能获得较高的回收率,亦需使用大量的捕收剂。
半优先半混合浮选是把优先浮选和混合浮选融为一个流程,在同一流程中,既有优先浮选,又有混合浮选,因而它可充分适应矿石的性质,收到更好的选别效果。从凤凰山铜硫矿石分选的试验和生产实践,铜官山、安庆铜矿铜硫矿石分选的试验实践、都收到比单纯的优先浮选或全混合浮选更为满意的结果。
凤凰山矿石属矽卡岩型矿石,原矿含铜0.998%,含硫4.07%,含铁27.75%。铜矿物中原生硫化铜占44.78%,次生硫化铜占46.93%,其余为自由氧化铜和结合氧化铜。硫矿物主要为黄铁矿。铁矿物主要为磁铁矿、菱铁矿和赤铁矿。生产中回收铜、硫、铁三种产品。
该矿原设计流程为全混合浮选,但投产后未能正常生产,不得不将全混合浮选改为单一选铜。1976年铜陵有色设计研究院和凤凰山矿试验室分别用不同的捕收剂作了半优先半混合浮选试验,均获得良好的效果,(见下表)。1976年底在现场作了工业试验,采用的是图1所示的原则流程,现场一直使用至今,保持了铜硫的正常生产。
流程名称 | 产品名称 | 产率(%) | 品位% | 回收率% | 备注 | ||
Cu | S | Cu | S | ||||
单一选铜 | 铜精矿 | 5.26 | 16.39 | 18.87 | 89.05 | 24.56 | PH12.4 |
铜尾矿 | 94.74 | 0.112 | 3.22 | 10.95 | 75.44 | ||
原矿 | 100 | 0.96 | 4.04 | 100 | 100 | ||
半优先半混合浮选 | 铜精矿(1) | 1.89 | 19.74 | 28.8 | 37.51 | 13.19 | 半优先半混合浮选pH为8.3 |
铜精矿(2) | 3.31 | 15.78 | 27.69 | 52.53 | 22.2 | ||
总铜精矿 | 5.2 | 17.22 | 28.09 | 90.04 | 35.39 | ||
硫精矿 | 6.03 | 0.288 | 38.13 | 1.75 | 55.71 | ||
尾矿 | 88.77 | 0.092 | 0.414 | 8.21 | 8.9 | ||
原矿 | 100 | 0.994 | 4.127 | 100 | 100 |
图1
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铜官山矿石亦为矽卡岩类型,铜硫矿物组成极为复杂。原矿(试料)含铜0.6617%,含硫10.82%,含铁35.48%。铜矿物中,原生硫化铜占67.81%,次生硫化铜占19.22%,自由氧化铜为2.19,结合氧化铜为10.78%。硫矿物主要为磁黄铁矿,其次是黄铁矿及少量白铁矿.现场生产的优先浮选流程试验结果,铜精矿品位为14.94 %,回收率只达66.92%,铜精矿中含硫高达40%。当用下图2的原则流程加以适当改变后半优先半混合试验结果,铜精矿品位为19.28%,铜回收率为83.31%。分离所得的硫精矿品位为36.4%,硫回收率为38.54%,其中含铜为0.334%。半混合浮选后的尾矿可继续选硫。
图2
安庆铜矿亦为矽卡岩型矿石,主要有价元素仍是铜、硫、铁。铜矿物主要为黄铜矿,硫矿物主要为黄铁矿,次为磁黄铁矿。
1969年用半优先半混合流程作了钴富集试验,试验流程见图1,试验结果,铜的指标与优先浮选相近,但采用这种方法获得了含硫为40~44%,含钴0.18~0.2%的钴硫精矿,从而为铜硫综合回收创造了条件。
1978年对半优先半混合浮选和单一选铜进行比较。此次试验,原矿含铜为0.923%,含硫2.86%,含铁33.64%。试验结果见下表。
半优先半混合浮选和单一选铜对比试验结果 | ||||||
试验流程 | 产品名称 | 产率% | 品位% | 回收率% | ||
Cu | S | Cu | S | |||
单一选铜 | 铜精矿 | 3.11 | 27.99 | 29.41 | 94.48 | 34.18 |
半优先半混合浮选 | 铜精矿(1) | 2.01 | 28.78 | 29.75 | 62.55 | 22.3 |
铜精矿(2) | 1.35 | 21.81 | 27.9 | 31.82 | 14.05 | |
总铜精矿 | 3.36 | 25.95 | 29 | 94.37 | 36.35 | |
硫精矿 | 2.08 | 0.444 | 38.87 | 0.98 | 30.15 |
这一方法对安庆铜矿来说,不仅获得含硫38.87%的硫精矿,且铜的回收率与单一选铜相近,铜精矿品位已达到25%以上,从技术上和经济上都是合理的。
以上试验证明,半优先半混合浮选确系综合了优先浮选和全混合浮选的优点,在铜硫矿石的分选中,能充分利用矿石的自然性质,有效地进行某些低品位元素的综合利用。在金口岭铜钼矿石的分选和束顾山铅锌矿石的分选中,应用这一方法也收到了良好的效果。
武山铜矿属江西铜基地重要矿山之一,具有储理大、伴生元素多和原矿品位高的特点,属于急待开采利用的重要铜矿山。
武山铜矿含铜高岭土矿石的矿物组成较复杂。矿石中铜矿物主要为铜蓝、蓝辉铜矿和胆矾,其它金属矿物为黄铁矿和白铁矿。脉石矿物主要为多水高岭石、高岭土等,占总矿物量40%以上。矿石泥化程度高、硬度低、粘性大和含有大量的硫酸铜(含量占总铜30%),是含铜高岭土矿石的基本特点。
矿石中硫酸铜的存在直接影响选别指标。
硫酸铜在浮选过程中与药剂作用,形成微粒难回收的硫化铜和氧化铜等,使之流失于尾矿,降低了铜的回收率。
由于矿石中大量的铜离子存在,黄铁矿表面吸附铜离子越多,可浮性越好。细粒黄铁矿更容易被铜离子活化,给硫化铜矿物和黄铁矿分离带来困难,严重影响着铜精矿品位的提高。
为防止铜子离活化黄铁矿和提高铜的回收率,采用水洗方法将矿石中硫酸铜洗出。洗水中的铜离子可采用铁屑置换、萃取—电积等方法回收。
矿石中细泥(高岭土)的存在,导致铜、硫矿物的浮游速度显著下降;泥质矿物适于在矿浆浓度低、氢氧离子浓度低的条件下,添加水玻璃可以达到分散的目的。因此,当采用浮选方法处理这种细泥时,在弱酸性矿浆中,浮选浓度越低,充气量小,浮选效果较好,精矿质量越高。
为消除矿泥对选别过程的干扰,将矿石中的矿泥预先脱除,并单独进行处理较为有利。泥、砂分选和泥、砂混选试验结果:泥、砂分选指标高于泥、砂混选指标,前者铜精矿含铜为16.97%,后者为14.9%;在品位相同的情况下,泥、砂分选开路流程的回收率高2.5%左右。
为消除矿石中大量硫酸铜和高岭土对选矿过程的影响,制定了洗矿—泥、砂分选流程(图3)。矿泥在弱酸性(pH=6)介质中加水玻璃和31号黑药、丁基铵黑药浮选,浮选矿浆浓度13%,获得低品位铜精矿。洗液中的铜采用铁粉置换法回收,每升洗液加硫酸0.8克,使pH值达到2~2.5,然后加铁粉搅拌20分钟获得海绵铜。矿砂磨至65%—0.074毫米进行铜、硫矿物的混合浮选,随后将混合精矿再磨,进行铜、硫矿物的分离,最终获得铜精矿和硫精矿。采用该工艺获得指标见下表,是比较合理的流程方案。
洗矿—泥、砂分选小型闭路试验结果 | |||||
产品 | 产率% | 品位% | 回收率% | ||
Cu | S | Cu | S | ||
海绵铜 | 0.61 | 71.7 |
| 27.88 |
|
铜精矿1 | 4.72 | 14.98 | 33.75 | 45.06 | 15.39 |
铜精矿2 | 1.25 | 11.55 | 32.45 | 9.21 | 3.92 |
合计 | 6.58 | 19.58 | 30.38 | 82.15 | 19.31 |
硫精矿 | 18.98 | 0.27 | 40.99 | 3.21 | 75.16 |
尾矿1 | 50.85 | 0.22 | 0.73 | 6.97 | 3.58 |
尾矿2 | 23.59 | 0.35 | 0.86 | 5.19 | 1.95 |
置换废液 | 0.064克/升 2.48 | ||||
原矿 | 100 | 1.57 | 10.35 | 100 | 100 |
图3
国外所谓的GLPF工艺,实质是把磨矿、浸出和置换三个作业合并在一个磨矿作业完成,然后进行浮选。但目前都还停留在试验阶段。
武山铜矿选厂于1974年建成,1981年正式进行过一次试车调整,暴露的主要问题是:
(1)堵塞严重,流程不畅通。(2)选别指标太低,原矿品痊4.42%,铜精矿品位13.74%,回收率65.26%(设计原矿含铜1.46%,精矿品位14%,回收率82%)。(3)水溶铜部分回收很差,并且设备腐蚀严重。可见,现已建成的选别工艺流程对目前武山的矿石性质极不适应。
本试验拟从现实需要出发以武山难选复杂铜矿石为研究对象,试图研究适合武山铜矿性质的“自磨(半自磨)—浸出—置换—浮选”(GLPF)新工艺。由于目前所用矿样氧化率偏低(6%),故本试验以研究GPF工艺方案为主。[next]
1.GPF新工艺的依据 原矿中的硫酸铜在磨矿过程中将全部进入溶液呈Cu2+状态.次生铜中一部分也会溶解呈Cu2+状态.对Cu2+状态的回收问题至今没有彻底解决。因此,充分考虑并有效地回收这部分铜(Cu2+)是考虑GPF新工艺的重要组成部分。
由于原矿中高岭土和细粒级的矿物存在,造成破碎筛分和矿仓严重堵塞。为彻底解决堵塞使流程畅通,拟定采用自磨或半自磨,全部取消破碎筛分及洗矿作业 。为了简化工艺,并尽早地有效地回收Cu2+被置换成金属铜。
这样,矿石中的复杂铜矿物通过磨矿过程中的物理化学变化之后,将使复杂的铜矿物成分转化成易回收的金属铜和硫化铜,给以后的浮选回收创造有利条件。
综上所述,拟定的GPF新工艺的原则流程见下图4:
图4
2.GP过程的主要影响因素 GP过程中矿浆温度是支配置换反应的关键因素。试验说明,磨矿矿浆温度在28~32℃范围内,Cu2+置换率都在99%以上。据文献记载,选矿厂工业磨矿机的矿浆温度一般达40℃左右。这样若是在工业上实现GP过程,无须另设加温设施,利用磨机自身产生的余热即可。
试验采用分析纯铁粉,其用量在8公斤/吨时,Cu2+的置换率即达99%。据此计算,实际铁、铜比为1.83。磨矿时间即使有5分钟,Cu2+的置换率已达99.79%,磨矿气氛的不同也不致于影响GP过程中的Cu2+置换率。
由于本矿样中氧化矿比较少,加酸的意义不太大。
3.浮选方案与指标 粗选:磨矿细度-200目60%、石灰11公斤/吨、丁铵60克/吨、铁粉8公斤/吨、矿浆pH=11.17、浮选时间31分。[next]
精选:再磨细度-320目83%、石灰I公斤/吨、活性碳50克/吨、丁铵10克/吨。
闭路试验指标于下表。
闭路试验指标 | |||||
产品 | 产率% | 品位% | 回收率% | ||
Cu | S | Cu | S | ||
铜精矿 | 16.72 | 16.38 | 31.05 | 79.52 | 15.51 |
硫精矿1 | 50.58 | 0.58 | 45.09 | 8.59 | 70.67 |
硫精矿2 | 16.63 | 2.15 | 19.01 | 10.39 | 9.44 |
尾矿 | 16.07 | 0.34 | 9.13 | 1.5 | 4.38 |
原矿 | 100 | 3.44 | 33.48 | 100 | 100 |
综上所述,GPF新工艺能基本符合武山的矿石特性。从现有试验看,可以说已初步具有技术上的可行性。目前,选别指标不算太高,关键仍是解决细粒级铜的回收问题,使指标再提高及工艺再完善。
分支浮选是一种新的浮选工艺,中南矿冶学院首先开展了研究工作。
分支浮选工艺为将原矿浆分为两支浮选,前一支浮选粗选泡沫加到一支,同次支原矿浆一起粗选,减少次支粗选用药量。再磨工艺为将次支粗选泡沫经过再磨后,进行两次精选得最终精矿。由于分支和再磨,改善了浮选条件。
试验以铜矿峪硫化矿结合现场生产情况进行。铜的硫化物主要为黄铜矿、其次为斑铜矿和辉铜矿。
硫化矿分支再磨浮选:第一支原矿品位为0.62%,第一支粗选泡沫加入到第二支原矿浆中,此时入选品位达1.13%左右。由于第一支泡沫中的许多过剩药剂在次支起作用,次支粗选药剂用量可以减少;降低幅度为:20~30%。
分支浮选与常规流程比较,精矿品位提高1%,各类药剂均有节省(混黄药6%、起泡剂17%)。
试验流程见下图5,结果列入下表。
硫化矿不同工艺的浮选指标 | |||||
浮选工艺 | 浮选指标(%) | 药剂用量(克/吨) | |||
原矿品位 | 精矿品位 | 回收率 | 混黄药 | 苯乙酯油 | |
常规浮选 | 0.623 | 20.535 | 92.66 | 80 | 9 |
分支浮选 | 0.63 | 21.492 | 92.81 | 75 | 7.5 |
单支分束精选 | 0.607 | 20.729 | 93.27 | 80 | 9 |
分支分束精选 | 0.625 | 21.296 | 93.35 | 75 | 7.5 |
单支精矿再磨 | 0.62 | 25.115 | 92.76 | 80 | 9 |
分支精矿再磨 | 0.62 | 25.013 | 92.45 | 75 | 7.5 |
图5