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某氧化铜矿选矿试验研究

2016-05-18朱雅卓冯其明

湖南有色金属 2016年4期
关键词:硫化铜硫化钠氧化铜

朱雅卓,冯其明,胡 波

(1.中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙 410083;2.湖南有色金属研究院,湖南长沙 410100;3.武汉科技大学资源与环境工程学院,湖北武汉 430081)

某氧化铜矿选矿试验研究

朱雅卓1,2,冯其明1,胡 波3

(1.中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙 410083;2.湖南有色金属研究院,湖南长沙 410100;3.武汉科技大学资源与环境工程学院,湖北武汉 430081)

某氧化铜矿氧化率高、铜矿物种类多、可浮性差异大、粘土矿物含量高,回收难度大。根据矿石性质特点采用先硫后氧浮选工艺,优先浮选硫化铜,尾矿采用异步浮选先回收易浮氧化铜,后浮难浮氧化铜,最大限度地提高氧化铜的回收率。原矿在65%-74μm的细度条件下,硫化铜浮选采用碳酸钠作为调整剂,200#作为捕收剂,通过一粗三精一扫获得硫化铜精矿含铜25.34%,铜的回收率31.16%;氧化铜浮选采用硫化钠作为硫化剂,硫酸铵作为催化剂,丁黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂,通过两粗三精一扫获得氧化铜精矿含铜35.06%,铜的回收率54.25%;铜总回收率达到85.41%。

高氧化率;异步浮选;催化活化

铜是国民经济建设中十分重要的金属原料之一,它以导电、导热、耐磨、易铸造、机械性能好、易制成合金等性能优良而被广泛应用,被应用于电气工业、机械制造、运输、建筑、电子信息、能源、军事、汽车工业、航空航天等领域。全世界铜矿资源中,氧化铜矿床和混合铜矿床占全部铜矿床的10%~15%,其铜储量约占铜总储量的30%,且每年由氧化铜矿产出的铜金属约占铜金属总产量的30%;我国的铜矿资源中,氧化铜矿约占25%。随着经济的快速发展,铜消耗的增长速度远高于生产量的增长速度。近年来,中国铜储量和产量一直满足不了国民经济建设需求,需求缺口占总耗铜量的75%,2013年中国铜消费占世界的43.4%,主要依赖于进口[1~4]。因此,加强氧化铜矿的高效利用,对缓解我国铜矿资源的供需矛盾具有重要的现实意义。

1 矿石性质

1.1 矿石成分分析

某氧化铜矿原矿化学多元素分析结果见表1,物相分析结果见表2。由表1表2可知,矿石中可供选矿回收的主要元素是铜,品位为1.44%。矿石中铜主要以自由氧化铜的形式存在,其分布率为52.78%,其次为原生硫化铜和次生硫化铜,分布率达34.72%,选矿需要排除或降低的脉石组分主要是SiO2、CaO、Al2O3及MgO,四项合计含量为73.96%。

表1 矿石的主要化学成分%

表2 矿石中铜的化学物相分析结果%

1.2 矿石矿物组成

矿石中铜矿物种类较多,氧化铜矿物主要以孔雀石为主,有少量的硅孔雀石和赤铜矿;硫化铜主要以黄铜矿为主,其次是斑铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、辉铜矿等;矿石中铁的氧化物多以褐铁矿为主,含少量的赤铁矿;脉石矿物主要以石英、方解石、白云石、长石、绿泥石为主,其次为云母等。矿石的结构构造复杂,相互包裹交代结构明显。矿石构造以浸染状为主,绝大部分金属矿物呈粒度不均匀的集合体沿脉石矿物粒间分布,矿石结构主要以交代结构为主,少量固溶体分离结构和氧化蚀变结构。矿石中的铜矿物多以不均匀中细粒嵌布为主。

2 试验研究及结果

2.1 选矿试验方案确定

矿石性质分析结果表明,该矿石铜矿物嵌布粒度不均匀,易过粉碎;部分易浮脉石,如滑石、云母、绿泥石等与硫化矿和氧化铜矿难以分离,精矿品位难以提高;氧化铜矿物种类多且可浮性差异大。因此,试验采用先硫后氧异步浮选的原则流程对矿石中铜矿物进行回收。

2.2 磨矿细度试验

磨矿细度是选矿的一个重要因素,磨矿细度太粗,夹带多,无法充分单体解离,不能保证铜精矿品位。磨矿细度太细,易造成过磨,产生大量次生矿泥,不能保证铜精矿回收率[5]。试验对比了-74μm占55%、60%、65%、70%和75%五种不同磨矿细度对铜选矿指标的影响。试验流程如图1所示,试验结果如图2所示。由图2可知,随着-74μm含量的增加,铜粗精矿品位先增加后下降,铜回收率在-74 μm占65%时达到最大值,试验选取磨矿细度为65%-74μm。

图1 磨矿细度试验流程

图2 磨矿细度试验结果

2.3 硫化钠用量试验

硫化过程对氧化矿的浮选非常重要,添加适量的硫化钠,可使氧化矿物表面适度硫化,有利于浮选,硫化钠用量过低则不足以在氧化矿表面形成硫化薄膜,不利于氧化铜的浮选;硫化钠用量过大则硫化钠将与捕收剂产生竞争吸附,减低捕收剂的捕收作用,造成回收率的下降[6,7]。氧化铜浮选试验给矿为硫化铜浮选尾矿。硫化钠用量试验流程如图3所示,试验结果如图4所示。由图4可知,随着硫化钠用量的增加,铜回收率增加,当硫化钠用量大于800 g/t时出现拐点,铜矿物开始受到抑制,铜精矿品位和回收率均开始下降。试验选取硫化钠适宜用量为800 g/t。

图3 药剂用量试验流程

图4 硫化钠用量试验结果

2.4 硫酸铵用量试验

硫化过程对氧化矿的浮选非常重要,仅采用硫化钠,硫化时间长,硫化效果较差。添加催化活化剂硫酸铵,通过破坏矿浆中细颗粒矿泥胶体的稳定性的功能,降低矿浆的粘性,增加物质的扩散能力,促进硫化钠快速与氧化矿物发生反应而在氧化矿物表面生成硫化物薄膜,提高硫化钠的硫化效果,降低硫化时间,增加氧化铜的浮选速率。硫酸铵用量试验流程如图3所示,试验结果如图5所示。由图5结果可知,随着硫酸铵用量的增加,铜品位和铜回收率都呈现出先增加后降低的趋势。试验选取硫酸铵用量为800 g/t,此时可以获得含铜12.32%,铜回收率48.55%的氧化铜精矿。

图5 硫酸铵用量试验结果

2.5 丁黄药用量试验

由于氧化铜矿物表面的不均匀性,在硫化浮选过程中矿石表面存在完全硫化区域、不完全硫化区域、完全不硫化区域[8,9]。针对氧化铜矿物这一性质特点,试验选用丁黄药+水杨羟肟酸的组合捕收剂,对矿石中的氧化铜矿物进行浮选回收。丁黄药用量试验流程如图3所示,试验结果如图6所示。由图6可知,随着丁黄药用量的增加,铜回收率增加,铜品位下降,当丁黄药用量超过130 g/t时,铜回收率不再增加,选取丁黄药适宜用量为130 g/t。

图6 丁黄药用量试验结果

2.6 水杨羟肟酸用量试验

对于矿石中难以硫化或不能硫化回收的氧化铜矿物,水杨羟肟酸易与不完全硫化区域和完全不硫化区域的硬酸铜离子发生螯合作用,从而吸附在铜矿物表面,使其疏水易浮[10]。水杨羟肟酸用量试验流程如图3所示,试验结果如图7所示。试验结果表明:随着水杨羟肟酸用量的增加,铜回收率增加,铜品位下降,当水杨羟肟酸用量大于30 g/t时,铜粗精矿产率急剧增加,铜品位下降。选取水杨羟肟酸适宜用量为30 g/t。

图7 水杨羟肟酸用量试验结果

2.7 闭路试验

采用以上各项试验确定的最佳条件,进行先硫后氧异步浮选小型闭路试验。试验流程如图8所示,试验结果见表3。

表3 闭路试验结果%

3 结 论

1.该矿石属于高氧化率硫氧混合氧化铜矿,矿石中铜矿物主要有孔雀石、黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、硅孔雀石等。脉石矿物主要以石英、方解石、白云石、长石、绿泥石为主。矿石中铜主要以自由氧化铜的形式存在,其分布率为65.28%,其次为硫化铜,原生硫化铜和次生硫化铜合计分布率达34.72%。

图8 闭路试验流程

2.采用先硫后氧异步浮选工艺流程,原矿在65%-74μm的细度条件下,硫化铜浮选采用碳酸钠作为调整剂,200#作为捕收剂,通过一粗三精一扫获得硫化铜精矿含铜25.34%,铜的回收率31.16%;氧化铜浮选采用硫化钠作为硫化剂,硫酸铵作为催化剂,丁黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂,通过两粗三精一扫获得氧化铜精矿含铜35.06%,铜的回收率54.25%;铜总回收率达到85.41%。

[1] 鹿爱莉,孙志伟,张华.我国铜矿资源可供性分析资源与产业分析[J].资源与产业,2010,(1):12-16.

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[10]张文彬.羟肟酸钠浮选氧化铜矿的研究[J].有色金属,1974,(3):41-45.

Experiment Study on a Copper Oxide Ore

ZHU Ya-zhuo1,2,FENG Qi-ming1,HU Bo3
(1.Central South University,Resources Processing and Biological Engineering College,Changsha 410083,China;2.Hunan Research Institute of Nonferrous Metals,Changsha,410100,China;3.Wuhan University of Science and Technology,School of Resource and Environmental Engineering,Wuhan 430081,China)

A copper oxide ore with high oxidation rate,various of copper species,large difference in floating property and high content claymineral,was hard to recover.According to the characteristics of ore,the experiment adopted the preferential flotation sulfur and then oxygen flotation process tomaximize the recovery rate of copper.The grinding fineness was 65%-74μm,sulfide flotation using sodium carbonate as adjusting agent,200#as collector,by one roughing-three cleaning-one scavenging,the copper concentrate assayed Cu 25.34%and Cu recovery was 31.16%. Copper oxide flotation using sodium sulfide as vulcanizater,ammonium sulfate as catalyst,butyl xanthate and salicylhydroxamic acid as combined collector,by two roughing-three cleaning-one scavenging,the copper concentrate assayed Cu35.06%,Cu recovery was 54.25%.Total copper recovery was 85.41%.

high oxidation rate;asynchronous flotation;catalytic activation

TD923+.1

A

1003-5540(2016)04-0025-04

2016-03-20

朱雅卓(1986-),女,助理工程师,主要从事有色金属选矿工作。

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