某低品位銅鉬硫化礦浮選試驗研究

龍秋容

(紫金礦業礦冶設計研究院,福建龍巖 364200)

某低品位銅鉬硫化礦浮選試驗研究

龍秋容

(紫金礦業礦冶設計研究院,福建龍巖 364200)

以某地低品位銅鉬硫化礦為研究對象,在礦石工藝礦物學研究的基礎上,通過系統的浮選試驗,對含銅0.31%,含鉬0.029%的原礦,確定在磨礦細度為-0.074 mm占70%時,采用單一的水玻璃作為脈石礦物抑制劑,丁基黃藥和丁胺黑藥為銅鉬硫化礦物混合捕收劑,2#油為起泡劑的藥劑制度,可獲得銅鉬品位分別為8.26%和0.80%的銅鉬硫混合粗精礦?；旌洗志V再磨后,在粒度為0.045mm%占92%的條件下,分別采用石灰和硫化鈉作黃鐵礦和黃銅礦的抑制劑進行分離浮選。實驗室小型閉路試驗獲得鉬精礦含鉬51.19%,含銅0.30%,鉬回收率達87.0%;銅精礦含銅19.19%,含鉬0.12%,銅回收率為88.98%;硫精礦含硫39.30%,分選指標較為理想。

銅鉬硫化礦;浮選;調整劑;粗精礦再磨

以銅為主伴生有鉬的銅鉬礦床常以斑巖銅礦型存在,因其儲量大,是當前提取銅的重要資源,同時也是鉬的重要來源。此類礦床具有原礦品位低、嵌布粒度細的特點,并且鉬礦物常與黃銅礦、黃鐵礦密切共生,由于硫化銅礦物和硫化鉬礦物均易浮,且兩者的可浮性較近,因此,能否有效分離銅礦物與鉬礦物直接影響到選礦指標。本文從工藝礦物學和浮選等方面對某地大型斑巖型銅鉬礦進行了較系統的試驗研究,并在試驗室獲得良好的分選指標。

1 工藝礦物學研究

1.1 多元素分析

對原礦礦石的化學成分進行了分析,結果見表1。

表1 原礦化學成分分析%

1.2 礦物組成

以原礦混砂(-2 mm)制成的砂光片與砂薄片作為工作對象,采用光學顯微鏡下測定礦物種類及百分含量,測試結果表明該礦石含金屬礦物種類較少,含量較低。非金屬礦物以石英、長石為主,其它含量較少;金屬礦物以黃鐵礦、黃銅礦與輝鉬礦為主,其它含量較少,利用價值較低。檢測結果見表2。

表2 原礦混砂礦物定量測定表%

1.3 主要金屬礦物嵌布關系和特性

礦石中主要金屬礦物的特征如下:

1.黃銅礦:主要分布在其它脈石礦物粒間,其次分布在黃鐵礦粒間及微裂隙,因脈石礦物及黃鐵礦粒間形態及裂隙形態生長,主要呈多角粒狀形態。砂光片中黃銅礦的切面形態主要呈多邊形。

顯微鏡下分別測定黃銅礦各粒級單體解離情況及總解離情況。除+0.16～-0.32 mm粒級基本未解離外,其它各粒級解離度均大于55%,黃銅礦總體解離度64.0%,未解離的黃銅礦主要分布在+0.04～0.08 mm與+0.08～0.16 mm粒級;未解離的黃銅礦中有21.9%與脈石礦物等礦物以顆粒邊緣連晶形式存在,有14.0%的黃銅礦包裹在脈石礦物粒內或分布在幾粒脈石礦物粒間而未解離出來,與黃鐵礦有連晶關系的黃銅礦顆粒較少。

2.輝鉬礦:主要分布在其它脈石礦物粒間,偶見與黃銅礦連生顆粒。砂光片中輝鉬礦切面形態主要呈扭曲鱗片狀形態。

顯微鏡下分別測定輝鉬礦各粒級單體解離情況及總解離情況。輝鉬礦總體解離度75.5%,未解離的輝鉬礦主要分布在脈石礦物粒間,粒級范圍在+0.01×0.04～0.02×0.06 mm2之間。

2 浮選試驗

2.1 原則流程

在銅鉬礦浮選分離工藝中,最大的難題是銅礦物與鉬礦物的分離。原則流程一般有優先浮選和混合浮選兩種方法。因鉬礦物可浮性極好難以被抑制,優先浮選多采用“先鉬后銅”的流程結構,此法最大的缺點是銅礦物被硫化鈉或其它抑制劑抑制后,難以活化,這對回收銅極為不利。混合浮選,可避免浮選過程中的“重壓重拉”,較多采用,廣泛應用于低品位銅鉬礦的選礦。結合本文所研究的礦石具有品位低、嵌布粒度不均等性質,該礦石宜采用銅鉬硫混合浮選,混合精礦再分離的工藝流程。即銅鉬硫混合浮選,將硫化礦從大量的脈石礦物中分離出來,得到銅鉬硫混合精礦,然后抑硫浮銅鉬,再進行銅鉬分離,得到鉬、銅、硫三種精礦產品。

2.2 銅鉬硫混合浮選

根據確定的原則流程,考察了磨礦細度、抑制劑與捕收劑種類及用量對銅鉬硫混合浮選粗選的影響。

試驗室試驗表明隨著磨礦細度的增加,銅鉬精礦的回收率有上升的趨勢,但上升幅度在細度達到-0.074 mm占70%后趨于平緩,結合工業應用上的磨礦成本因素,選擇磨礦細度在-0.074 mm占70%進行后續試驗。

根據前期的礦物工藝學研究,礦石的主要脈石成分為硅酸鹽類雜質,SiO2含量達66.60%,選擇硅酸鈉作為脈石的抑制劑,同時硅酸鈉也起到分散礦泥作用,可強化浮選效果。硅酸鈉的用量條件試驗表明,添加適量的硅酸鈉能有效提高銅鉬精礦的回收率,并且銅鉬精礦的品位略有升高,當硅酸鈉用量超過1 000 g/t時,精礦中金屬的回收率難以進一步提高,甚至出現下降趨勢,硅酸鈉用量以1 000 g/t為宜。

捕收劑條件試驗考察了丁黃藥和丁胺黑藥兩種藥劑單獨使用及混合使用對浮選行為的影響。試驗表明丁基黃藥能有效回收礦漿中的金屬硫化礦,丁胺黑藥在捕收能力方面弱于丁黃藥。單一丁黃藥作為捕收劑時,在藥耗較低的情況(50 g/t)下即可保證礦漿中有用礦物具有較高上浮率。浮選過程中也觀察到在單一丁黃藥作捕收劑時,低藥耗情況下浮選的泡沫穩定性不足,適當添加丁胺黑藥,可以改善浮選泡沫的穩定性,同時強化捕收效果。確定混合使用丁基黃藥50 g/t和丁胺黑藥25 g/t為該礦石銅鉬硫混合浮選粗選作業最佳藥劑用量。

根據條件試驗確定的磨礦細度、抑制劑與捕收劑種類及用量進行了浮選流程結構試驗,混合精選實驗表明銅鉬混合粗精礦隨精選次數的增加,精礦品位逐步提高,精選過程需添加硅酸鈉,以進一步去除精礦中的硅酸鹽雜質,銅鉬混合精礦精選次數以三次為宜。掃選試驗表明,掃選Ⅰ泡沫產品提高銅鉬回收率較明顯,掃選Ⅱ泡沫產品的銅鉬回收率迅速降低,掃選Ⅲ的泡沫產品銅鉬品位略高于尾礦,說明掃選兩次后延長浮選時間也難以大幅度提高難浮銅鉬的回收率,因此,試驗確定兩次掃選為宜。

根據確定的流程結構及工藝參數進行了銅鉬硫混合浮選的小型閉路試驗,試驗流程及工藝參數如圖1所示,試驗結果見表3。

表3 銅鉬硫混合浮選的小型閉路試驗結果%

表3試驗結果表明,對該礦石采用較為常規的浮選流程及藥劑制度即可獲得較高的銅鉬回收率,說明該礦可選性良好。

2.3 銅鉬硫精礦分離浮選

從銅鉬硫混合浮選試驗結果并結合工藝礦物學研究,混合精礦中存在大量的硫鐵礦,制約銅鉬品位的提高,眾多研究表明,石灰可以有效抑制硫鐵礦的浮選,采用石灰抑硫工藝技術成熟,成本低廉,故試驗采用石灰作本試驗硫鐵礦抑制劑。對于分離出來的銅鉬混合精礦雖然銅鉬的品位均有大幅提高,但為適應后續冶煉加工,有必要將銅礦物與鉬礦物浮選分離。本試驗采用硫化鈉作為銅礦物的抑制劑,將銅鉬兩者浮選分離。

圖1 銅鉬硫混合浮選閉路試驗流程圖

根據礦物工藝學的分析,銅鉬礦物嵌布粒度不均,且與硫鐵礦共生,要獲得高質量的精礦產品,需在分離浮選前進行再磨,以保證有用礦物充分單體解離。在保證混合精礦再磨細度達到-0.045 mm占92%的條件下,采用煤油作為鉬礦物的捕收劑,考察了石灰用量對脫硫效果的影響以及硫化鈉用量對銅鉬浮選分離效果的影響。實驗表明石灰能有效抑制硫鐵礦的上浮,隨著石灰用量提高,精礦銅鉬品位有所提高,精礦銅鉬回收率略有降低,但石灰用量超過400 g/t(相對原礦量)時,浮選泡沫發粘,精礦質量出現下降,綜合取石灰用量為200 g/t(相對原礦量)為宜。硫化鈉用量試驗表明,硫化鈉在高用量條件下才能有效抑制銅礦物,硫化鈉分段添加效果優于一次性添加,在硫化鈉用量為1 400 g/t時,經過四次精選可獲得較好的選別指標。

根據確定的流程結構及工藝參數進行了銅鉬硫混合精礦分離浮選的小型閉路試驗,試驗流程及工藝參數如圖2所示,試驗結果見表4。

圖2 銅鉬硫混合精礦分離浮選閉路試驗流程圖

表4 銅鉬硫混合精礦分離浮選的小型閉路試驗結果%

綜合表3與表4的試驗結果可知,該銅鉬礦礦石可選性較好,經過常規的銅鉬浮選流程及常規的銅鉬浮選藥劑能有效回收礦石中的銅鉬金屬。鉬精礦的質量標準能達到特級品,鉬精礦中鉬的回收率達87%,銅精礦的質量標準能達到十二級品以上,銅的回收率也超過88.9%。

3 結 論

1.浮選試驗結果與工藝礦物學的研究結果相符,原礦中銅鉬基本以原生硫化礦形式存在,有用礦物可浮性良好。

2.銅鉬礦物的嵌布粒度不均,且與硫鐵礦共生,一段粗磨難以保證有用礦物充分單體解離,粗精礦再磨既可保證有用礦物充分單體解離,又能大大減少再磨礦量,節約成本。

3.該銅鉬礦礦石可選性好,經過常規的銅鉬浮選流程及常規的銅鉬浮選藥劑能有效回收礦石中的銅鉬金屬。鉬精礦的質量標準能達到特級品,鉬精礦中鉬的回收率達87%,銅精礦的質量標準能達到十二級品以上,銅的回收率也超過88.9%。

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Abstract:Researches on the low-grade copper-molybdenum sulfide ores were carried out in this study.The systematical flotation experiments were also performed which based on the mineralogy.When the grinding fineness is 70%-0.074 mm,sodium silicate was used as gangue’s depressants,the mixture of sodium butyl xanthate and butylamine were used as collector and pine camphor oil was used as frother,a mixture coarse concentrate of copper and molybdenum could be gained which contains 8.26%Cu and 0.80%Mo from a raw ore which contains 0.31%Cu and 0.029%Mo.The mixture coarse concentrate could also be separated as copper,nickel and pyrite concentrate in the condition of fine regrinding.While lime and sodium sulfide were respectively used as the depressant of pyrite and chalcopyrite.A molybdenum concentrate contains 51.19%Mo and 0.30%Cu with the molybdenum recoveries of 87.0%could be obtained in testing laboratory.At the same time,a copper concentrate contains 19.19%Cu and 0.12%Mo with the copper recovery of 88.98%could also be gained.Pyrite concentrate with 39.30%could be recovered as by-product.

Key words:copper-molybdenum sulfide ores;flotation;regulator;coarse concentrate regrinding

Research on the Flotation of the Low-Grade Copper-Molybdenum Sulfide Ores

LONG Qiu-rong

(Zijin Design and Research Institute of Mining and Metallurgy,Longyan364200,China)

TD923+.9

A

1003-5540(2011)03-0007-04

2011-03-26

龍秋容(1983-),女,碩士研究生,主要從事礦物加工應用技術研究。