中条山有色金属公司矿研所结合铜矿峪矿石特点和现场生产实际情况,将分支浮选工艺与粗精矿再磨浮选工艺相结合,达到了提高精矿品位,降低药剂消耗的目的。
大井银铜矿是一个以银、铜、锡为主的难选复杂多金属矿床。铜矿物主要有黄铜矿,粒茺较粗,一般在0.043~1毫米,+0.074毫米占88%左右。银在矿石中主要以独立矿物的形式存在。呈细粒,一般在0.040毫米以下,达0.060毫米极少。锡矿物的绝大多数是锡石,极少量呈黝锡矿的形式分布于黄铜矿中或其边缘,粒度较细,0.02~0.1毫米粒级的占43%。砷在矿石中主要以毒砂形式存在,其次为含砷黄铁矿,粒度较粗。矿石铜、银、锡的含量较高,是主要回收对象。
北京矿冶研究总院通过试验研究提出采用浮选—重选联合工艺流程回收银、铜、锡三种金属,流程结构如图6。
图6
[next]
优先选银铜时采用硫代硫酸钠与硫酸锌作为含砷矿物及黄铁矿的抑制剂,采用丁基铵黑药和苯胺黑药为捕收剂,精选时采用石灰、氯化铵脱砷能获得较好的技术经济指标。药剂用量见下表。小型闭路试验结果见下下表。
闭路试验药剂用量 | |||
药剂名称 | 药剂用量(克/吨) | 药剂名称 | 药剂用量(克/吨) |
硫代硫酸钠 | 500 | 氧化钙 | 500 |
硫酸锌 | 250 | 氯化铵 | 300 |
丁基铵黑药 | 63 | 硫酸铜 | 300 |
苯胺黑药 | 32 | 丁黄药 | 180 |
二号油 | 43 |
|
|
小型闭路试验结果 | |||||||||||
产品名称 | 产率% | 品位(%) | 回收率(%) | ||||||||
Cu | Ag(吨/克) | S | As | Sn | Cu | Ag | S | As | Sn | ||
银铜精矿 | 6.82 | 24.14 | 1279.1 | 31.16 | 0.22 | 0.325 | 91.82 | 75.31 | 54.78 | 2.5 | 4.09 |
硫砷产品 | 6.52 | 1.57 | 293.6 | 21.59 | 7.54 | 0.46 | 5.72 | 16.53 | 36.28 | 83.13 | 5.54 |
锡精矿 | 0.5 | 0.12 | 28.8 | 1.68 | 0.48 | 60.39 | 0.03 | 0.12 | 0.22 | 0.41 | 55.73 |
尾矿 | 86.16 | 0.051 | 10.81 | 0.39 | 0.096 | 0.22 | 2.43 | 8.04 | 8.72 | 13.96 | 34.64 |
原矿 | 100 | 1.79 | 115.83 | 3.87 | 0.59 | 0.54 | 100 | 100 | 100 | 100 | 100 |
广东工学院以某钨选厂提供的硫化矿为试样进行综合回收其有用成分的研究。试验研究表明,采用选冶联合流程,即用FeCl3选择浸出回收铋、铅、银,用亚硫酸—石灰法从FeCl3浸出渣中浮选回收钼、铜、砷等,可使硫化矿中的多种有用成分得到充分合理地利用。
FeCl3浸出后的硫化矿渣含铜6.51%,含砷9.46%,含硫34.83%。矿渣物相组成的分析结果表明,铜矿物为黄铜矿,含砷矿物为毒砂,含硫矿物主要为黄铁矿。
亚硫酸一石灰法使黄铜矿与毒砂、黄铁矿分离是基于在溶解有石灰的弱酸性矿浆中亚硫酸能使毒砂、黄铁矿有效地抑制,而黄铜矿不但不受抑制,反而能促进其浮游。亚硫酸作用的这种双重性使得铜、砷分选具有很高的选择性。
试验结果表明,在弱酸性矿浆中(pH=6.5~7),采用亚硫酸与石灰配合作毒砂、黄铁矿的抑制剂,丁基黄药与硫氨脂混作捕收剂浮选黄铜矿,可使黄铜与毒砂、黄铁矿有效分离,并可取得很好的分选结果,在较低pH值(pH=5.5~6)时,基于亚硫酸对毒砂、黄铁矿抑制程序的差异,在浮铜后的尾矿中,用亚硫酸做调整剂,丁基黄药做捕收剂浮选黄铁矿,可使毒砂与黄铁矿初步分离,并能得到合格的砷精矿。
试验流程及药剂制度见图7,所获得指标见下表。[next]
流程试验结果 | |||||||
产品名称 | 产率% | 品位(%) | 回收率(%) | ||||
Cu | As | S | Cu | As | S | ||
铜精矿 | 25.61 | 23.88 | 0.18 | 34.88 | 90.64 | 0.49 | 25.96 |
铜中矿 | 6.81 | 6.36 | 3.14 | 43.31 | 6.42 | 2.28 | 7.77 |
硫精矿 | 36.58 | 0.33 | 4.83 | 44.49 | 1.79 | 18.87 | 47.3 |
砷精矿 | 31.09 | 0.25 | 23.67 | 21.04 | 1.15 | 78.36 | 18.96 |
原矿 | 100 | 6.75 | 9.26 | 34.4 | 100 | 100 | 100 |
图7
对浸出渣进行预处理,严格控制矿浆pH值,浮选前对矿浆进行强烈搅拌擦洗,以清除矿渣中夹带的重金属离子对于矿物表面所受到的污染,以及浸出渣表面氧化变质的影响。选择合适的亚硫酸用量,在矿浆中保持一定的游离氧化钙含量,控制亚硫酸的作用时间,是亚硫酸—石灰法的重要工艺条件,也是黄铜矿与毒砂有效分离,降低铜精矿含砷的有效措施。[next]
湖南省郴州雷坪有色金属矿属于含铜多金属矿。金属矿物有:黄铜矿、斑铜矿、毒砂、闪锌矿、锡石、黄铁矿、磁黄铁矿等。脉石矿物有:方解石、石英、透辉石、透闪石、萤石、阳起石、绿泥石、绢云母、普通角闪石、滑石、云母等。原矿含铜0.6~0.7%,含砷3.5~4.5%,高者达6~7%。
该矿选厂投产以来,以选矿铜为主,其铜精矿品位一般 为12~16%,铜的回收率为80%左右,铜精矿中含砷在2%以上,产品销售不出去。
该矿考虑到原矿含铜比较低,含砷又比较高;铜矿物与砷黄铁矿的分离又比较困难。为了提高铜精矿品位,降低有害杂质砷含量,将原浮铜流程的一粗、三精、三扫,改变为一粗、五精、四扫。同时,加大石灰用量,并分四段添加。原来仅仅将石灰加入球磨和精选,每吨原矿消耗4~5公斤,增加到每吨原矿消耗8~10公斤,添加点为球磨1.5~2公斤/吨;搅拌机2.5~3公斤/吨;精选II、精选III共计4~5公斤/吨;粗选pH由8~8.5提高到9~10。使铜精矿品位提高了5.16%,而将砷降至0.5%以下。另一方面改进操作条件,提高磨矿细度、粗选严格控制捕收剂和起泡剂的用量。
通过上述的采取的措施,收到了良好的效果。1981年铜精矿品位、铜的回收率分别达22.57%和86.72%,而铜精矿含砷为0.42%。
湖南冶金研究所用浮选方法对从矽卡岩铜锡矿石中分离硫化铜矿物与毒砂进行了试验研究。
试验试料矿体产于花岗岩和白云质大理岩接触带中,属于高温镁砂卡岩矿床。原矿主要含铜矿物以黄铜矿为主。砷矿物以毒砂为主,有少量的硫砷铜矿和砷黝铜矿;毒砂同主要原生硫化矿物嵌镶紧密,而且含量较高,又广泛分布于各种矿石之中。脉石矿物种类繁多,主要的有石英、长石、金云母、绢云母、绿泥石、铁白云石、白云石、方解石、阳起石、透闪石、角闪石等。
铜砷分离的试验研究:铜砷分离系指黄铜矿、方黄铜矿、斑铜矿与毒砂分离。毒砂与硫化铁的性质相似,所以铜砷分离也包括与硫铁矿的分离。
硫化铜矿物、毒砂、黄铁矿的可浮性差异不大,在铜优先浮选时,必须注意选择具有选择性好和捕收力较强的捕收剂。试验证明,丁黄酸丙睛酯在硫化铜矿物表面吸附牢固,适宜于强碱介质多次精选。
抑制剂的选择:硫离子能与重金属离子生成难溶性的沉淀物,从而可以消除这些离子活化的影响。粗选过程用硫化钠与石灰配合使用,能够取得良好的分离效果。精选过程中,用亚硫酸钠与石灰配合使用,则分离效果得到明显的改善。
增加精选次数明显降低铜精矿含砷量,这是由于多次抑制使毒砂失去或降低浮游性,达到了抑制砷矿物的目的。
粗精矿再磨进一步使铜矿物与毒砂硫铁矿的连生体得到充分解离,同时也起擦洗矿粒表面的作用,有利于抑制剂对毒砂的充分抑制,创造铜、砷分离和提高铜回收率的有利条件,不但使最终铜精矿含砷达到预定的要求,而且使其品位提高5.49%,回收率提高2.72%。
采取上述措施,不仅有效地将铜精矿含砷降至0.3%以下,还有利于提高铜精矿品位和回收率。闭路试验流程见下图8,试验结果见下表。
闭路试验结果 | ||||||
产品名称 | 产率% | 品位% | 回收率% | 分离条件 | ||
Cu | As | Cu | As | |||
铜精矿 | 2.24 | 28.41 | 0.285 | 81.48 | 1.23 | 粗精矿再磨(-200目96%) |
硫精矿 | 8.55 | 0.69 | 5.29 | 7.55 | 87.09 | |
尾矿 | 89.21 | 0.096 | 0.068 | 10.97 | 11.68 | |
原矿 | 100 | 0.78 | 0.52 | 100 | 100 |
图8