黃 軍,錢征江
(江西省地質調查研究院,江西 南昌 330030)
隨著國民經濟的飛速發展,工業生產對有色金屬的需求與日俱增,從而刺激了礦業的發展與選礦技術的提升[1]。江西某銅鎢礦含 Cu0.74%,WO30.078%,Ag18.69g/t,礦物成分相對較復雜,主要金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、白鐵礦,其次為砷黝銅礦、白鎢礦及少量的毒砂等。非金屬礦物主要有石英、方解石,其次為透輝石、透閃石以及少量綠簾石、綠泥石、絹云母、高嶺土等。受江西某企業的委托,江西省地質調查研究院對該礦進行了工藝礦物學研究和選礦流程試驗,最終采用優先浮選銅,銅尾礦再浮選鎢的閉路流程,取得了較好的指標。
礦石多元素分析結果見表1,銅物相分析結果見表2,鎢物相分析結果見表3。從多元素分析結果可見,可以開發利用的主要元素為銅,伴生組分鎢、銀、硫等達到綜合回收利用指標,本次試驗主要討論鎢的綜合回收利用。銅和鎢的物相分析結果表明,銅主要以硫化銅形式存在,鎢以白鎢為主,因此適宜采用浮選法回收。

表1 礦石多元素分析結果/%

表2 銅物相化學分析結果/%

表3 鎢物相化學分析結果/%
磨礦細度是影響選礦指標的一個重要因素之一,為了考察本礦石合理的磨礦細度,首先進行了磨細細度試驗,試驗結果見圖1。從圖1試驗結果看出,磨礦細度-74μm占80%時,銅的回收率較高,且銅的品位也較高,因此磨礦細度以-74μm占80%為宜。

圖1 磨礦細度試驗結果1-銅品位;2-銅回收率;3-鎢品位;4-鎢回收率;下同
對于銅硫礦的浮選流程有三種:1優先浮選,2混合-分離浮選,3半優先混合-分離浮選[2],在進行部分探索性試驗的基礎上,最終決采用銅硫混合浮選再分離、銅硫尾礦再浮選回收鎢的方案。
2.2.1 乙黃藥用量試驗
銅主要以硫化銅形式存在,因此采用黃藥作為銅的捕收劑。在磨礦細度-74μm占80%的條件下進行了捕收劑乙黃藥的用量試驗,試驗結果見圖2。從圖2試驗結果看出,隨著乙黃藥用量的增加,銅硫粗精礦中銅的回收率隨之逐漸增加,當乙黃藥用量達到60g/t時,銅的選別指標較好,銅硫粗精礦中銅的品位較高。因此,銅硫粗選乙黃藥用量以60g/t為宜。
2.2.2 銅硫粗精礦直接精選及銅硫分離試驗
據鏡下觀察,原礦經過兩次粗選獲得的銅硫粗精礦中除銅礦物外,主要為黃鐵礦和脈石礦物以及少量的毒砂,因此對其進行精選是必要的,目的旨在進一步除去脈石礦物,并分離黃鐵礦和毒砂,降低有害雜質砷的含量,以獲得合格的銅精礦。選擇石灰作為含硫砷礦物的抑制劑進行了精選及銅硫分離試驗,銅硫粗精礦經過一次空白精選及銅硫直接分離作業獲得的銅精礦中銅品位高達24%以上,但銅精礦含砷量較高(為0.74%)。試驗結果表明,由于本礦石銅砷關系密切,因而銅硫粗精礦采用直接精選及分離試驗流程難以獲得含砷量較低的合格銅精礦。

圖2 乙黃藥用量試驗結果
2.2.3 銅硫粗精礦再磨精選及銅硫分離試驗
為了獲得含砷量小的合格銅精礦,在銅硫粗精礦直接精選及銅硫分離試驗基礎上,對銅硫粗精礦進行銅硫再磨及銅硫分離試驗,試驗結果見圖3。從圖3可見,隨著銅硫精礦再磨細度的增加,分離作業所獲銅精礦銅品位不斷提高,銅回收率先升后降。經化學分析,銅精礦中砷含量隨磨礦細度的增加而降低,但當磨礦細度達到-38μm 95.70%時,所獲銅精礦中雜質砷含量最低(為0.31%),且而增加磨礦細度已不能繼續降低銅精礦中有害元素砷的含量。因此銅粗精礦經空白精選后再磨的磨礦細度選擇以-38μm95.70%為宜。

圖3 再磨細度試驗結果
2.3.1 PH調整劑碳酸鈉用量試驗
白鎢浮選中常用的PH調整劑有燒堿、石灰和碳酸鈉[3],通過探索性試驗結果表明,選用碳酸鈉作為白鎢礦PH調整劑效果較好。PH調整劑碳酸鈉用量試驗結果見圖4。從圖4可見,當碳酸鈉用量達到1500g/t時品位最高,且有較高的回收率,因此碳酸鈉用量以1500g/t為宜。
2.3.2 抑制劑水玻璃用量試驗
在固定碳酸鈉用量為1500g/t條件了進行了水玻璃用量試驗,試驗結果見圖5。從圖5可見,隨著水玻璃用量的增加,鎢粗精礦的產率逐漸減小,品位逐漸增加。當水玻璃達到6000g/t時,鎢的富集比最大,鎢粗精礦的品位較高,有利于鎢的精選,因此水玻璃用量以6000g/t為宜。

圖4 碳酸鈉用量試驗結果

圖5 水玻璃用量試驗結果
2.3.3 氧化石蠟皂731用量試驗
根據礦山生產實踐,采用氧化石臘皂731作為鎢的捕收劑,并在固定碳酸鈉用量為1500 g/t,水玻璃用量為6000 g/t的條件了進行了731氧化石臘皂用量試驗,試驗結果見圖6,從圖6可見,當731氧化石臘皂用量為400g/t時鎢的品位最好,且有較高的回收率,因此731氧化石臘皂用量以400g/t為宜。

圖6 731用量試驗結果
根據條件試驗結果,考慮到中礦返回,對浮選藥劑制度作了適當調整,進行了銅鎢選礦閉路流程試驗,工藝流程及工藝條件如圖7,其結果列于表4。從表4可見,閉路試驗獲得產率2.16%,銅品位30.35%、銅回收率92.94%的銅精礦;產率0.17%,鎢品位33.10%、鎢回收率73.59%的鎢精礦。試驗結果表明,本礦石銅鎢等組分,通過選礦富集可供工業利用,所制定的浮選流程及工藝條件處理本礦石是可行的。

表4 閉路試驗結果/%
(1)本礦銅礦物主要為黃銅礦,其次為為砷黝銅礦;鎢主要以白鎢形式存在。砷為本礦石主要有害雜質,主要以砷黝銅礦和毒砂形式產出。由于黃銅礦、砷黝銅礦、黃鐵礦等硫化物共生關系密切,賦存于砷黝銅礦中的砷,在選礦過程中,將隨著黃銅礦富集于銅精礦,從而導致選礦難以獲得含砷量較低的優質銅精礦。
(2)原礦采用銅硫混合浮選再分離、銅硫尾礦再浮選回收鎢閉路試驗最終獲得產率2.16%,銅品位30.35%,銅回收率92.94%的銅精礦;產率0.17%、鎢品位33.10%、鎢回收率73.59%的鎢精礦,銅、鎢得到較好的回收。由于原礦中鎢的含量較低,僅為0.078%,因此難以獲得高品位的鎢精礦。

圖7 閉流試驗流程
[1]葉從新,李碧平,薛峰,等.華南某銅鉛鋅礦浮選工藝研究[J].有色金屬:選礦部分,2010(2):9 -14.
[2]王資.浮選選礦技術[M].出版地:冶金工業出版社.1992.
[3]程新朝,白鎢常溫浮選工藝及藥劑制度[J].有色金屬:選礦部分,2000(3):35-37.