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貴州某銅尾礦銅金回收浮選試驗

2015-03-17 09:07:52孫乾予莽昌燁遼寧工程技術大學礦業學院遼寧阜新123000
金屬礦山 2015年1期

劉 豹 王 梓 孫乾予 莽昌燁(遼寧工程技術大學礦業學院,遼寧 阜新 123000)

貴州某銅尾礦銅金回收浮選試驗

劉 豹 王 梓 孫乾予 莽昌燁(遼寧工程技術大學礦業學院,遼寧 阜新 123000)

貴州某銅尾礦-200目含量為40.17%,主要金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦、斑銅礦,并伴生有少量的金、銀。黃銅礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等共生關系密切,呈細粒、微細粒不均勻嵌布,部分粒度極細,難以單體解離;金主要為裸露金和黃銅礦包裹金。為了高效開發利用該二次資源,進行了銅金綜合浮選回收試驗。結果表明,在磨礦細度為-200目占80%的情況下采用1粗2精2掃、精礦2再磨至-325目占85%后2次精選、中礦順序返回流程處理該試樣,最終獲得了銅、金、銀品位分別為13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,銅、金、銀回收率分別為58.70%、56.66%、43.72%的銅金精礦。

銅尾礦 綜合回收 再磨

2000年前后,我國的城鎮化建設邁入高速發展時期,差不多同期,世界其他幾個金磚國家的經濟也進入高速發展期,導致世界對銅、鐵等資源的需求量大增,優質礦產資源保有量急速下滑。與這場轟轟烈烈的資源開發浪潮相對應的是礦產品資源價格的飛漲,此前因技術和經濟條件限制、在粗放型生產方式下排放的尾礦有了綜合利用價值[1-3]。

貴州某老尾礦庫中堆存有約600萬t銅尾礦,銅、金品位均較高,在目前的經濟環境下開展銅、金綜合回收工藝技術研究很有必要。

1 試樣性質

試樣-200目含量為40.17%,主要金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦、斑銅礦等,脈石礦物主要有石英、角閃石、方解石、石榴石、透輝石、綠泥石等。黃銅礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等共生關系密切,呈細粒、微細粒不均勻嵌布,部分粒度極細,難以單體解離,且連生體、包裹體較多;從金的賦存狀態來看,金主要為裸露金和黃銅礦包裹金。試樣主要化學成分分析結果見表1、銅物相分析結果見表2,金物相分析結果見表3。

表1 試樣主要化學成分分析結果
Table 1 Main chemical components analysis of the sample %

成 分CuFeSSiO2AuAg含 量0.3111.747.9854.750.467.30

注:Au、Ag的含量單位為g/t。

表2 試樣銅物相分析結果
Table 2 Copper phase analysis results of the sample %

銅相別含 量占有率原生硫化銅0.15449.68次生硫化銅0.05517.74自由氧化銅0.0103.23結合氧化銅0.09129.35總 銅0.310100.0

表3 試樣金物相分析結果Table 3 Gold phase analysis results of the sample

從表1可知,試樣中有回收價值的元素為銅、金,銀、硫有綜合回收價值。

從表2可知,試樣中的銅主要以原生硫化銅的形式存在,其次為結合氧化銅和次生硫化銅。

從表3可知,試樣中的金主要以裸露金的形式存在,占總金的48.56%,其次是氧化鐵包裹金,占總金的26.32%,硫化物包裹金與其他礦物包裹金相當。

2 試驗結果及討論

2.1 粗選條件試驗

粗選條件試驗流程見圖1。

圖1 粗選條件試驗流程

2.1.1 磨礦細度試驗

磨礦細度是決定有用礦物單體解離程度和泥化程度的重要參數,對浮選指標影響較大[4]。磨礦細度試驗的CaO用量為3 000 g/t,丁基黃藥為120 g/t,2號油為50 g/t,試驗結果見表4。

表4 磨礦細度試驗粗精礦指標
Table 4 Rough concentrate index at different grinding fineness %

磨礦細度(-200目含量)品 位CuAu回收率CuAu701.181.0867.6141.26751.171.1275.2445.41801.161.1379.5852.85851.081.1174.4251.54

注:Au的品位為g/t。

從表4可知,隨著磨礦細度的提高,粗精礦銅、金品位變化不大,銅、金回收率先升后降。綜合考慮,確定磨礦細度為-200目占80%。

2.1.2 捕收劑試驗

2.1.2.1 捕收劑選擇試驗

捕收劑選擇試驗的磨礦細度為-200目占80%,CaO用量為3 000 g/t,2號油為50 g/t,試驗結果見表5。

表5 捕收劑選擇試驗粗精礦指標Table 5 Rough concentrate index by various collectors

注:Au的品位為g/t。

從表5可知,在藥劑總用量相同的情況下,丁基黃藥與丁銨黑藥按質量比2∶1配合時粗精礦銅、金品位和回收率均較高。因此,確定丁基黃藥與丁銨黑藥按質量比2∶1配合進行用量試驗。

2.1.2.2 丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗

丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗的磨礦細度為-200目占80%,CaO用量為3 000 g/t,2號油為50 g/t,試驗結果見表6。

表6 丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗粗精礦指標Table 6 Rough concentrate index on dosage of butyl xanthate+butyl amine aerofloat

注:Au的品位為g/t。

從表6可知,隨著丁基黃藥+丁銨黑藥用量的增加,粗精礦銅、金品位下降,銅、金回收率上升。綜合考慮,確定丁基黃藥+丁銨黑藥用量為60+30 g/t。

2.1.3 CaO用量試驗

考慮石灰比較便宜而且對黃鐵礦的抑制效果比較好[5-6],石灰本身又是一種絮凝劑,能使礦泥聚沉,在一定程度上能夠消除礦泥對礦粒附著的有害作用,而且合理地使用石灰還能使泡沫保持一定的黏度而有適當的穩定性,所以將石灰作為本試驗的抑制劑。銅金粗選CaO用量試驗的磨礦細度為-200目占80%,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為60+30 g/t,2號油為50 g/t,試驗結果見表7。

表7 CaO用量試驗粗精礦指標Table 7 Rough concentrate index on dosage of CaO

注:Au的品位為g/t。

從表7可知,隨著CaO用量的增大,粗精礦銅、金品位和回收率均呈先升后降的趨勢。因此,確定CaO用量為3 000 g/t。

2.2 精礦2再磨細度試驗

粗精礦直接精選試驗表明,4次精選僅能獲得銅品位為10.56%、金品位為16.05 g/t、銅回收率為41.58%、金回收率為39.20%的銅金精礦(磨礦細度為61.50%)。進一步的研究表明,粗精礦中黃銅礦的單體解離度為68.5%。因此,要進一步提高精礦指標,必須對混合精礦進行再磨[7-8]。探索試驗表明,適宜的再磨對象為1粗2精混合精礦,試驗流程為2次開路精選流程,再磨CaO的用量為125 g/t;精選3丁基黃藥+丁銨黑藥用量為20+10 g/t,2號油為15 g/t;精選4的CaO用量為125 g/t,丁基黃藥+丁銨黑藥用量為10+5 g/t,2號油為7.5 g/t,試驗結果見表8。

表8 精礦2再磨細度試驗精礦4指標
Table 8 Concentrate 4 index for concentrate 2 regrinding fineness tests %

再磨細度(-325目含量)品 位CuAu回收率CuAu7511.4416.8943.1644.438513.9518.9249.3645.829010.4615.6347.7743.84

注:Au的品位為g/t。

從表8可知,隨著再磨細度的提高,精礦4的銅、金品位和回收率均先上升后下降。綜合考慮,確定精礦2的再磨細度為-325目占85%。

2.3 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗基礎上進行了閉路試驗,試驗流程見圖2,試驗結果見表9。

從表9可知,采用圖2所示的流程處理該試樣,最終可獲得銅、金、銀品位分別為13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,銅、金、銀回收率分別為58.70%、56.66%、43.72%的銅金精礦。

圖2 閉路流程試驗

表9 閉路試驗結果Table 9 Results of closed circuit tests %

注:Au、Ag的品位為g/t。

3 結 論

(1)貴州某銅尾礦-200目含量為40.17%,主要金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦、斑銅礦等,脈石礦物主要有石英、角閃石、方解石、石榴石、透輝石、綠泥石等。黃銅礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等共生關系密切,呈細粒、微細粒不均勻嵌布,部分粒度極細,難以單體解離,且連生體、包裹體較多,金主要為裸露金和黃銅礦包裹金。主要有回收價值的元素為銅、金,原生硫化銅占總銅的49.68%,裸露金占總金的48.56%。

(2)試樣在磨礦細度為-200目占80%的情況下采用1粗2精2掃、精礦2再磨至-325目占85%后2次精選、中礦順序返回流程處理,最終獲得了銅、金、銀品位分別為13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,銅、金、銀回收率分別為58.70%、56.66%、43.72%的銅金精礦。

[1] 郭 敏,盧業授,賈志紅,等.我國大宗尾礦廢石資源化對策研究[J].中國礦業,2009(4):35-37. Guo Min,Lu Yeshou,Jia Zhihong,et al.The methods of mining tailings and waste rock resourcing[J].China Mining,2009(4):35-37.

[2] 田 鋒,張錦柱,師偉紅,等.氧化銅礦浮選研究現狀與前景[J].甘肅冶金,2006(4):9-12. Tian Feng,Zhang Jinzhu,Si Weihong,et al.Research status and prospects oxide copper ore flotation[J].Gansu Metallurgy,2006(4):9-12.

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[7] 胡熙庚.有色金屬硫化礦選礦[M].北京:冶金工業出版社,1987. Hu Xigeng.Dressing Nonferrous Metal Sulfide Ore[M].Beijing:Metallurgical Industry Press,1987.

[8] 王 珩.高硫銅礦石分步優先浮選中礦再磨再選工藝研究及探討[J].有色金屬:選礦部分,2003(5):10-13. Wang Heng.Sulfur copper ore flotation step in ore regrinding process research and explore reelection[J].Non-ferrous Metals:Mineral Processing Section,2003(5):10-13.

(責任編輯 羅主平)

Recovery Flotation of Copper and Gold from Copper Tailings in Guizhou Province

Liu Bao Wang Zi Sun Qianyu Mang Changye(CollegeofMiningEngineering,LiaoningTechnicalUniversity,Fuxin123000,China)

For a copper tailing in Guizhou with fineness of 40.17% passing 200 mesh,its valuable minerals are mainly chalcopyrite,pyrite,pyrrhotite and bornite,with a small amount of gold and silver associated.Chalcopyrite,closely associated with pyrite,pyrrhotite,exists in fine or micro-fine form,some of which are too fine to be liberated.Gold mainly exists in form of natural gold or enclosed by chalcopyrite.In order to high-efficiently develop and utilize the secondary resources,the experiment on recovery of copper-gold is carried out.The results show that,at the grinding fineness of 80% passing 200 mesh,through the processes of one roughing-two cleanings-two scavengings,concentrate 2 regrounded to 85% passing 325 mesh and then through two cleanings,and middlings back to the flow-sheet in order,Cu-Ag concentrate with copper,gold,silver grade of 13.05%,18.75 g/t,229.62 g/t,and recovery of 58.70%,56.66%,43.72% is achieved respectively.

Copper tailings,Comprehensive recovery,Regrinding

2014-11-07

劉 豹(1974—),男,副教授,博士,碩士研究生導師。

TD926.4,TD923+.7

A

1001-1250(2015)-01-157-04

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