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某铜矿低碱度铜硫分离试验

2016-06-02

现代矿业 2016年1期
关键词:硫化钠原矿磨矿

付 强

(江西铜业公司德兴铜矿)



某铜矿低碱度铜硫分离试验

付强

(江西铜业公司德兴铜矿)

摘要针对江西铜业公司某铜矿次生铜和氧化铜含量较高、铜矿物嵌布粒度较细且与硫矿物共生密切等性质特点,采用半优先半混合—混合精矿再磨—铜硫分离的工艺流程,在球磨机中加入适量的硫化钠活化氧化铜矿及消除可溶性铜对浮选的影响,铜硫再磨后分离过程中以DT-4取代石灰,实现了低碱度铜硫分离。最终闭路试验获得了良好的选别指标,同时伴生元素金、银等贵金属得到了有效回收。

关键词次生硫化铜可溶铜半优先半混合再磨硫化钠DT-4

铜、硫共生是一种常见的硫化铜矿石类型,硫化铜矿的浮选是获取铜金属的重要粗加工环节,而硫化铜矿物的浮选主要是将硫化铜矿物与硫化铁及脉石矿物分离[1-3]。目前铜、硫分离一般采用石灰作为黄铁矿的抑制剂进行浮铜抑硫,石灰工艺已相当成熟,分离效果较好,但石灰在使用过程中易结垢、固结、堵塞管道、不利于金银等贵金属的综合回收[4-6]。因此,采用其他抑制剂取代石灰在低碱条件下实现铜、硫分离,对提高资源利用率,降低选矿成本,具有重要的经济和现实意义。

江西铜业公司某铜矿多年来一直采用传统的高碱工艺实现铜硫分离,原矿中金、银等贵金属不能得到有效回收,且外排废水pH值较高,一般pH值为11~12,达不到排放标准。近年来,随着环保措施的进一步深化和落实,解决外排废水超标排放已成为制约该铜矿发展的首要问题。为此,研究采用无石灰铜、硫分离工艺,采用了新型高效抑制剂,在低碱度条件下实现了铜、硫的有效分离,有效解决了管道的结钙、堵塞等问题,原矿中伴生的金、银等贵金属也得到了有效回收。

1矿石性质

某铜矿矿石性质复杂,矿石以结晶粒状结构为主,假象结构少见。矿石构造以块状、浸染状、细脉浸染状3种为主。矿石中主要有用矿物有黄铁矿、蓝辉铜矿、辉铜矿、黄铜矿等;脉石矿物主要以石英、绢云母为主,其次是高岭石、绿泥石等黏土类矿物。原矿化学多元素和铜物相分析结果见表1和表2。

由表1、表2可知,原矿中主要可回收元素为铜、硫,其中铜矿物主要以次生硫化铜形式存在,且含有部分氧化铜和可溶性铜,增大了铜、硫的回收难度。

表1原矿化学多元素分析结果

%

注:Au、Ag含量单位为g/t。

表2原矿铜物相分析结果

%

2低碱度铜硫分离试验研究

原矿铜矿物主要以次生硫化铜形式存在,且铜矿物嵌布粒度不均匀,与硫矿物嵌布关系密切。根据矿石性质特点,通过探索试验,确定采用半优先半混合、混合精矿再磨进行铜硫分离的工艺流程,对原矿中的铜、硫进行综合回收。

2.1硫化钠用量试验

该矿物铜氧化率为12%,致使铜的回收率不高;含有71%左右的次生硫化铜和4%左右的可溶性铜,给黄铁矿的抑制带来一定的难度。因此为了提高铜的回收率,确定添加适量的硫化钠。硫化钠是氧化矿的硫化剂,当在磨机中加入硫化钠时,不但硫化了氧化铜矿物,而且可以沉淀溶液中的可溶性铜离子,兼有防活作用。硫化钠用量过小,不足以使氧化矿得到充分硫化,浮选时金属回收率不高;反之,用量过大,对硫化矿起到一定的抑制作用,因此应严格控制硫化钠的用量。硫化钠用量试验流程和结果分别见图1、图2。

图1 硫化钠用量试验流程

由图2可见,当不加硫化钠时,铜粗精矿品位和铜回收率均较低,这是因为矿浆中可溶性铜离子活化了黄铁矿,致使黄铁矿的可浮性变好,且可溶性铜离子与浮选药剂反应消耗了部分浮选药剂,铜粗精矿品位和铜回收率均不高;随着硫化钠用量的增大,铜粗精矿品位和回收率增加,当硫化钠用量超过200 g/t时,铜回收率受到一定程度的影响,这是因为硫化钠对硫化矿起到了抑制作用;所以,最终确定硫化钠用量为200 g/t,此时铜粗精矿铜品位为3.5%,铜回收率为82.9%。

图2 硫化钠用量试验结果

2.2磨矿细度试验

磨矿是影响浮选效果好坏的关键,为查明磨矿细度对浮选指标的影响,进行了磨矿细度试验。在自然pH值、采用乙黄+丁铵作捕收剂、2#油作起泡剂的条件下进行磨矿细度试验,试验流程以及药剂制度见图1,试验结果见图3。

图3 磨矿细度试验结果

由图3可见,磨矿细度太粗,铜粗精矿品位和回收率均偏低;磨矿细度过细,容易产生过粉碎,不利于铜回收率的提高;综合考虑,确定粗选磨矿细度为-0.074 mm 65%适宜。

2.3半优先浮选矿浆pH值试验

由于原矿中含有可浮性较好的辉铜矿,为保留该部分矿物的高可浮性,采取半优先浮选工艺尽早回收这部分易浮的高品位铜矿物,确保铜精矿品位和回收率。为查明矿浆pH值对铜精矿品位和回收率的影响,以丁铵黑药作为捕收剂,2#油作为起泡剂,改变石灰用量进行矿浆pH值试验,试验流程和结果见图4、图5。

由图5可见,随着矿浆pH值的增加,精矿铜品位升高,铜回收率下降,综合各指标,确定矿浆pH=8时为宜,此时精矿铜品位为18.6%,铜回收率为62.1%。

图4 矿浆pH值试验流程

图5 矿浆pH值试验结果

2.4混浮捕收剂种类及用量试验

采用乙黄+丁铵、MA-1+MOS、乙黄+MAC、乙黄+PAC、乙黄+Z-200等组合捕收剂进行探索试验,试验结果表明,当乙基黄药与丁铵黑药按1:1组合使用时,对铜硫的选别效果最佳,丁铵黑药对原矿中的金、银等贵金属具有良好的捕收作用。为确定组合捕收剂的最佳用量,进行了用量试验,试验流程和结果分别见图6和图7。

图6 混浮捕收剂种类及用量试验

图7 捕收剂用量试验结果

由图7可见,随着捕收剂用量的增大,粗精矿铜品位降低,铜回收率增加,当捕收剂用量超过60 g/t时,铜回收率增加幅度不明显;最终确定组合捕收剂用量为60 g/t,即丁铵黑药和乙基黄药各30 g/t,此时铜粗精矿2品位为1.65%,回收率为49.44%。

2.5混精再磨细度试验

原矿中铜矿物嵌布粒度较细且与黄铁矿共生密切,故铜、硫混合精矿必须经过再磨,才能使铜矿物达到单体解离,为查明磨矿细度对铜浮选效果的影响,进行再磨细度试验。试验流程和结果见图8和图9。

图8 混精再磨磨矿细度试验流程

图9 混精再磨细度试验结果

由图9可见,混合精矿经过再磨后,精矿铜品位和回收率均得到了有效提高,但当磨矿细度超过 -0.044 mm 80%时,铜回收率变化不明显;故确定再磨细度为-0.044 mm 80%,此时精矿2铜品位为4.95%,铜回收率为31.4%。

2.6铜硫分离抑制剂种类及用量试验

为查明不同抑制剂对铜、硫分离效果的影响,采用石灰、K-202、DT-3、DT-4和Na2SO3+DS进行抑制剂种类试验,试验结果表明:DT-4选别效果最佳。为查明DT-4用量对浮选效果的影响,进行了DT-4用量试验,试验流程见图8,试验结果见图10。

由图10可见,新型抑制剂DT-4用量以900 g/t为宜,此时精矿2铜品位为5.65%,铜回收率为23.68%,精尾含铜0.27%,铜损失率为6.21%。

2.7闭路试验

在条件试验的基础上进行闭路试验,由于闭路试验中,中矿产品在循环过程中浮选药剂逐步积累,故在试验过程中要注意观察浮选现象,及时调整浮选药剂用量。闭路试验流程和结果见图11、表3。

图10 抑制剂用量试验结果

图11 闭路试验流程

3结语

(1)江西铜业公司某铜矿矿石性质复杂,铜矿物主要以次生硫化铜为主,并含有约12%的氧化铜,铜矿物嵌布粒度不均匀,且与黄铁矿嵌布关系密切,给铜硫分离带来一定难度。

表3闭路试验结果

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注:Au、Ag含量单位为g/t。

(2)新型抑制剂DT-4取代石灰,在低碱度条件下实现了铜、硫分离,该抑制剂的有效实施,既解决了由于石灰的大量使用导致管道结钙而引起的一系列问题,又实现了对原矿中金、银等贵金属的综合回收。

(3)根据矿石性质特点,采用半优先半混合—混合精矿再磨—铜、硫分离的工艺流程最终闭路试验获得的铜精矿品位为21.60%、铜回收率为85.11%,硫精矿品位为41.05%、硫回收率为87.14%;金、银等贵金属在铜精矿中也得到了有效回收。

参考文献

[1]周少珍.永平铜矿铜硫等可浮工艺的改造实践[J].有色金属:选矿部分,1998(6):4-6.

[2]李海红.黄铜矿黄铁矿电化学调控浮选分离与机理研究[D].长沙:中南工业大学,1992.

[3]余新阳,周源.铜硫分离中无机抑制剂的研究[J].矿冶工程,2005,25(4):33-35.

[4]邱廷省,方夕辉,钟常明.几种黄铁矿抑制剂的性能比较[J].矿产综合利用,2005(3):6-9.

[5]张剑锋.浮选有机抑制剂研究的进展[J].有色矿冶,2000(2):14-17.

[6]韩英梅.腐殖酸钠在铜硫矿石浮选中的作用机理[J].武汉科技大学学报:自然科学版,2002(4):342-344.

(收稿日期2015-09-03)

Copper and Sulphur Separation Test at Low Alkalinity on a Copper Ore

Fu Qiang

(Dexing Copper Mine, Jiangxi Copper Company)

AbstractIn view of property characteristics of secondary copper and copper oxide copper content is high, copper mineral fine disseminated, sulphur mineral symbiotic closely of a copper ore in Jiangxi copper company. Through half priority and half bulk-regrinding on mixed concentrate-separation on copper and sulphur process, add appropriate amount of sodium sulphide in ball mill for activation of copper oxide and eliminate the influence of soluble copper on flotation, copper and sulphur separation after regrinding process using DT-4 instead of lime, realized the low alkalinity copper and sulphur separation. Eventually closed circuit test obtained good indicators, and associated precious metals such as gold and silver got effective recovery.

KeywordsSecondary copper sulfide, Soluble copper, Half priority and half bulk, Regrinding, Sodium sulphide, DT-4

付强(1983—),男,助理工程师,334224 江西省德兴市。

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