新疆某氧化銅礦的浮選工藝研究

駱 任

(湖南有色金屬研究院,湖南長沙 410015)

新疆某氧化銅礦的浮選工藝研究

駱 任

(湖南有色金屬研究院,湖南長沙 410015)

新疆某銅礦石中銅的含量為2.11%,其中硫化銅占36.49%,氧化銅占63.51%,屬于氧化銅礦石。礦石中可供綜合回收的是Ag,Ag可隨銅精礦產品一起回收。在氧化銅浮選試驗部分,采用活化劑HN-7,有效地增加了氧化銅礦石的可浮性,提高了氧化銅的回收率。氧化銅浮選閉路試驗指標為:氧化銅精礦中銅品位為26.87%,銅作業回收率為77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作業回收率為64.57%。

硫化銅;氧化銅;活化劑;可浮性

銅是國民經濟建設的重要原材料之一。隨著國民經濟的發展,銅的需求量不斷增加,隨著銅礦的不斷開采,在我國可選性相對較好的單一型硫化銅礦石資源不斷減少,因而加強對氧化銅-硫化銅混合型礦石的應用研究與開發勢在必行。此類礦石中既有氧化物,亦有硫化物。前者多以孔雀石、赤銅礦、藍銅礦及部分結合式銅礦存在,后者多為輝銅礦、藍銅礦、斑銅礦、銅藍、黃銅礦及黃鐵礦等。成分復雜,分選難度較大。

銅礦石的可選性與銅礦物的種類、脈石的組成、礦物與脈石的共伴生關系以及含泥量的多少等有密切關系。目前處理氧化銅-硫化銅混合型礦石的方法主要有浮選法,對于浮選指標不理想的則采用硫酸浸出或浮選-硫酸浸出法。

1 礦石性質

該銅礦石中硫化銅礦物以銅藍為主,占絕大多數,其次可見少量的輝銅礦,微量的黃銅礦。銅的氧化礦物主要是孔雀石以及少量的硅孔雀石、藍銅礦。脈石礦物主要有角閃石、石英、方解石、白云石及粘土等;磨礦后礦石中含泥較少。

1.1 礦石的化學組成

原礦多元素分析見表1。

從表1的分析結果可知,原礦中脈石主要有SiO2、Al2O3、MgO、CaO和 TFe,礦石中Cu含量為2.11%,是主要的目的回收礦物,可供綜合回收的Ag含量為31.28 g/t。

表1 原礦多元素化學分析結果 %

1.2 銅礦物的物相分析

原礦銅物相分析結果見表2。

表2 原礦銅物相分析結果 %

從表2物相分析結果可知,礦石中的銅主要以游離氧化銅的形式存在,其次是硫化銅,結合氧化銅的含量較少。

1.3 主要礦物的分布特征

1.3.1 硫化銅礦物

銅藍:礦石中主要的硫化銅礦物,大多呈自形-半自形的板狀、薄板狀、他形不規則粒狀集合體。大多銅藍的周圍有交代殘余的小顆粒的黃鐵礦,或與孔雀石伴生,一起形成細脈狀,或呈稀疏浸染狀出現在鐵的氧化物赤鐵礦、褐鐵礦及脈石中。與褐鐵礦、赤鐵礦的關系相對于黃鐵礦的關系要密切些,且交叉復雜鑲嵌嵌生。粒徑較小,一般在短軸在5～20 μm之間,長軸多在0.04～0.08 mm之間,少見長軸在0.10 mm以上。

輝銅礦:少量,呈不規則粒狀,粒徑0.01～0.04 mm,一般是在銅藍的周邊出現。

黃銅礦:微量,主要呈它形粒狀,粒徑較小,在0.01～0.03 mm之間。偶在銅藍周邊可見到他形不規則狀的黃銅礦。

1.3.2 氧化銅礦物

孔雀石:礦石中主要的氧化銅礦物,顏色為綠色,常見其呈針柱狀、毛發狀,集合體呈細脈狀存在于礦石裂隙中,或呈他形粒狀集合體充填于赤鐵礦、褐鐵礦中,或與赤鐵礦、褐鐵礦構成蜂窩狀結構。填充于裂隙中的孔雀石脈寬一般在0.2～0.4 mm;呈它形粒狀集合體充填赤鐵礦、褐鐵礦中的孔雀石,嵌布粒度一般在0.05～0.2 mm之間;填充在蜂窩狀赤鐵礦、褐鐵礦中的孔雀石粒徑大小不等,可以從0.02～0.3 mm之間。

藍銅礦:主要呈它形粒狀存在于礦石孔隙中;或呈它形粒狀集合體充填于赤鐵礦、褐鐵礦中。嵌布粒度與銅藍相近,一般在0.01～0.03 mm之間。

硅孔雀石:少量,顏色淡藍綠色,多與孔雀石、銅藍一起伴生,或者呈細微脈狀(1～10μm)出現在脈石中,部分呈苔斑狀分布于褐鐵礦表面或粒間。硅孔雀石嵌布粒度相對細小,多在0.03 mm以下。

1.3.3 其它礦物

黃鐵礦:主要呈他形晶粒狀結構,偶見部分呈半自形晶粒狀;嵌布粒度較細,一般在0.01～0.1 mm之間。黃鐵礦多沿其邊部或裂隙、解理被氧化成赤鐵礦、褐鐵礦,甚至呈氧化殘余狀的細粒被嚴密包裹于赤鐵礦、褐鐵礦中。

氧化鐵礦物:主要為赤鐵礦,少量磁鐵礦、褐鐵礦。鐵礦物集合體常見呈蜂窩狀、多孔狀,孔隙中有時見有孔雀石銅藍的晶粒生長。磁鐵礦多為他形粒狀出現,赤鐵礦、褐鐵礦一般呈不規則粒狀集合體出現,少見針狀的赤鐵礦。赤鐵礦、褐鐵礦主要是黃鐵礦等硫化物的氧化產物,其集合體中有時可見包裹殘余的黃鐵礦。

2 氧化銅“硫化浮選”試驗研究

“硫化浮選”法的實質就是將磨細的氧化銅礦漿加硫化物進行硫化,然后添加黃藥類捕收劑浮選。此法對以孔雀石、赤銅礦為主的氧化銅礦石,可以得到較好的指標。是目前國內外采用的主要浮選法。

根據礦石特點,采用“先硫化礦后氧化礦”的技術方案,首先在較低pH值下浮選回收礦石中的硫化礦部分。對于礦石中的氧化銅浮選部分,進行必要的條件試驗,實現氧化銅礦物的有效回收。

2.1 再磨細度浮選試驗

原礦在磨礦后首先進行硫化銅礦物的浮選,硫化礦浮選確定的磨礦細度為-74μm占70%(-43 μm占52.24%)。為了確定該細度下對氧化銅的浮選是否適宜,進行了氧化銅浮選前的再磨細度浮選試驗。試驗工藝流程及藥劑用量如圖1所示,試驗結果如圖2所示。

圖1 磨礦細度試驗工藝流程

圖2 再磨細度浮選試驗結果

從圖2的試驗結果可知,隨著磨礦細度的增加,所得粗精礦銅的回收率和品位沒有多大改變,因此,氧化銅浮選前沒有必要進行再磨。

2.2 氧化銅浮選硫化鈉用量試驗

采用“硫化浮選”法對氧化銅進行回收時,硫化劑的用量很關鍵:用量過大時,會造成礦漿pH過高,使已經硫化的氧化銅礦物受到抑制,因此,浮選過程中硫化鈉在礦漿中的濃度是影響硫化浮選的重要因素。最常用的硫化劑就是硫化鈉,為此,進行了硫化鈉用量試驗。試驗工藝流程如圖3所示,試驗結果如圖4所示。

圖3 氧化銅粗選Na2S用量試驗工藝流程

圖4 氧化銅粗選硫化鈉用量試驗結果

由圖4的試驗結果可知,硫化鈉總用量為1 100 g/t左右時,氧化銅硫化浮選能獲得銅品位約為9%、回收率約為63%的氧化銅粗精礦,硫化效果較好。

米特羅法諾夫[1](前蘇聯)等人的研究結果表明,當礦漿中存在過量的HS-離子時會抑制經硫化的銅礦物浮選,還抑制混合礦石中的硫化銅礦物的浮選。礦泥會消耗HS-,而使粗顆粒對捕收劑的吸附量降低。多段添加硫化劑有利于防止這種現象。

為此進行了硫化鈉分段添加試驗。試驗工藝流程如圖5所示,試驗結果見表3。

表3 硫化鈉分段添加試驗結果 %

對比表3和圖5所示兩個試驗結果可知,硫化鈉分段添加、浮選時間延長4 min的情況下,銅的回收率可提至65.94%,可見在沒有活化劑的情況下,氧化銅的浮游速度較慢。硫化鈉分段添加時,其總用量高于不分段添加時的用量,浮選時間變長,但是浮選指標相差不大,說明氧化銅浮選時除需要適量的硫化鈉總量外,更需要一定的硫化鈉起始濃度。

圖5 氧化銅粗選硫化鈉用量試驗工藝流程

2.3 氧化銅浮選調整劑的選擇及用量試驗

在確定了磨礦細度及硫化鈉用量和添加方式的情況下,采用同樣的工藝流程進行了水玻璃、六偏磷酸鈉、CMC、D2[2]、H7、硫酸銨等的試驗研究。水玻璃對分散礦泥和提高精礦品位有一定作用,但是對氧化銅的回收率不利;六偏磷酸鈉和CMC均對氧化銅礦物有較大抑制作用;D2為昆明冶金研究院研制的氧化銅活化劑,試驗研究結果表明該藥劑的添加有利于縮短氧化銅的浮游時間及提高精礦品位但是對降低尾礦中的銅損失作用不明顯。研究結果表明[1]:控制合適的pH值對氧化銅礦物的硫化作用起著重要的作用,硫酸、硫酸鋅、硫酸鋁、硫酸銨等可用來降低礦漿的pH值,其中硫酸銨的效果最好。礦漿中硫酸銨的存在,可加速硫化過程,生成較為牢固的硫化銅薄膜,并且沉積在礦物表面上的膠體硫化銅也顯著減少。氧化銅粗選硫酸銨用量試驗,藥劑及用量分別為:硫化鈉(700+400)g/t、戊黃藥(100+ 60)g/t、2#油(40+40)g/t,硫酸銨用量為變量(一段與二段的添加比例為3∶2)試驗流程如圖3所示,試驗結果如圖6所示。

由圖6的試驗結果可知,隨著硫酸銨用量的增加,氧化銅的回收率先上升后趨于平緩,精礦品位波動較小,綜合考慮,確定硫酸銨用量以(300+200) g/t為宜。

H7是湖南有色金屬研究院自行配置的一種磷酸鹽類氧化銅活化劑,它的添加有利于提高氧化銅的回收率。氧化銅粗選H7用量試驗,藥劑及用量分別為:硫酸銨(300+200)g/t、硫化鈉(700+400) g/t、戊黃藥(100+60)g/t、2#油(40+40)g/t,H7用量為變量(一段與二段的添加比例為3∶2)試驗流程如圖3所示,試驗結果如圖7所示。

圖6 氧化銅粗選硫酸銨用量試驗結果

圖7 氧化銅粗選H7用量試驗結果

由圖7的試驗結果可知,H7的添加提高對氧化銅的回收率效果明顯,綜合考慮,其用量以(240+ 160)g/t為宜。

2.4 氧化銅浮選捕收劑的選擇及用量試驗

在確定了磨礦細度、硫化鈉用量及調整劑種類和用量的情況下,采用同樣的流程進行了捕收劑種類及用量試驗。試驗重點進行了丁黃藥、戊黃藥、乙黃藥、丁銨黑藥以及各種藥劑的配比試驗,同時亦進行了黃藥與氧肟酸鈉組合試驗的研究。試驗結果表明,采用單一戊黃藥所獲得試驗效果最佳。戊黃藥用量試驗結果如圖8所示。

由圖8的試驗結果可知,隨著戊黃藥用量的增加,回收和品位均呈上升趨勢,綜合考慮,戊黃藥用量以(100+60)g/t為宜。

圖8 氧化銅粗選戊黃藥用量試驗結果

3 氧化銅浮選閉路試驗

在上述條件試驗的基礎上結合實際經驗,進行了氧化銅浮選閉路試驗。閉路試驗工藝流程如圖9所示,試驗結果見表4。

圖9 氧化銅浮選閉路試驗工藝流程

表4 氧化銅浮選閉路試驗結果 %

浮選閉路試驗可以獲得氧化銅精礦產率為3.86%,銅品位為26.87%,銅回收率為77.34%,伴生的銀在氧化銅精礦中也得到了較好的回收。

4 結 語

1.該礦石的典型特點是既含硫化銅又含氧化銅的氧化銅銅礦石,選礦難度較高。

2.研究表明對該氧化銅的浮選需要一定的硫化鈉起始濃度。

3.活化劑 H7的添加有利于氧化銅的浮選回收。

4.本試驗確定的試驗流程結構簡單,藥劑制度合理,就氧化銅的浮選而言,其指標較為優異。

[1] 趙涌泉.氧化銅礦石的處理[M].北京:冶金工業出版社, 1982.

[2] 見百熙.浮選藥劑[M].北京:冶金工業出版社,1979.119-130.

[3] 任志偉.活化劑在氧化銅浮選中的應用[J].云南冶金,2003, (1):30-31.

[4] 戈保梁.氧化銅礦選礦研究進展[J].云南冶金,1994,(4):25 -26.

[5] 李松春,楊新華,陳福亮,等.大姚某難選氧化銅礦工藝礦物學特征與浮選試驗研究[J].有色金屬:選礦部分,2010,(1):1-4.

Study on Flotation Technology of a Copper Oxide Ore in Xinjiang

LUO Ren
(Hunan Research Institute of Nonferrous Metals,Changsha410015,China)

A copper ore of xinjiang contains Cu 2.11%,which accountes for 36.49%of copper sulfide and 63.51%of the copper oxide.So it belongs to copper oxide ore.Ag can be recoveried comprehensively with the copper concentrate product.In the copper oxide flotation tests,using the HN-7 activator could increase the floatability effectively and improve the recovery rate of copper oxide.The indexes of closed flotation tests as followes:the content of Cu in copper concentrate is 26.87%;copper operation recovery rate is 77.34%with Ag 334.06 g/t,Ag 64.57%recovery rate.

copper sulfide;copper oxide;activator;floatability

TD923

A

1003-5540(2012)02-0009-04

駱任(1984-),男,助理工程師,主要從事有色金屬選礦工藝研究工作。

2012-01-10