秦華偉 黎應君 郭軍偉
(安陽鋼鐵股份有限公司)
在我國有色金屬礦產資源中,銅礦石是一種有較高開發價值的資源,銅礦資源礦床工業類型比較齊全,其中以硫化銅礦為主,銅硫共生是硫化銅礦石中一種常見的礦石類型[1]。銅硫分離采用優先浮選工藝,再從選銅尾礦中回收硫。
一般對銅硫礦的處理,采用銅、硫依次優先浮選工藝流程,銅循環石灰工藝(pH≥10)抑制硫礦物;選銅尾礦經濃密池—水力旋流器調酸(井下酸性水調節)、分級,沉砂入選浮硫,經一粗一掃得到硫精礦,溢流則返回濃密池。由于原礦含硫大于20%,硫精礦產率較大,所產硫精礦含硫品位僅40%左右。為了進一步提高硫精礦選別指標,適應不斷提高的精礦質量要求,滿足后期硫酸燒渣直接可作鐵精粉回收,實現硫鐵礦雙資源利用,在不改變現場原有流程條件下,進行旨在提高硫精礦質量和硫回收率的試驗研究[2]。
試樣為現場的選礦尾礦,其化學多元素分析、礦物相對含量、粒度分析結果分別見表1、表2、表3。

表1 試樣化學多元素分析結果

表2 銅尾礦礦物相對含量

表3 銅尾粒級分布及黃鐵礦單體解離度結果
由表1 可知,試樣中含硫較高,為試驗回收的主要資源,鉛和鋅含量較低,不考慮回收,砷的含量極低只有0.067%,其影響極小、不予考慮。
由表2 可知,試樣礦物組成簡單,鐵礦物以黃鐵礦、膠狀黃鐵礦為主,帶微量的銅礦物。銅礦物以黃銅礦為主,偶爾見有硫銻銅礦。非金屬礦物以石英為主,并有少量的絹云母、鉀長石及微量的方解石。
由表3 可知,黃鐵礦解離不充分,綜合解離度為77.48%,其中+0.074 mm 粒級的單體解離度僅為52.83%、硫分布率達32.15%,是影響硫精礦質量的主要原因。在-0.125 mm +0.074 mm 粒級中尚有29.4%的連生體存在。此外,細粒脈石的夾雜也可能是影響硫精礦選別指標的原因之一,這一結果表明:如果旋流器分級剔除細粒級物料,損失的主要是硫礦物。
本著考查、對比現場硫選別流程的合理性,試驗安排了有旋流器沉作業的試驗和無旋流器作業的試驗。兩種方案的對比主要是基于以下考慮:一是現場生產流程中選銅尾礦經Φ18 m 濃密池濃縮后底流經Φ350 mm 水力旋流器分級,沉砂進選硫系統回收硫精礦,而分級溢流則又返回Φ18 m 濃密池,其結果是可能造成這部分物料的惡性循環并影響分級效果;二是分級溢流返回濃密池同樣會影響濃密池的濃密效果使濃密池溢流跑混,結果是既沒有達到濃密的效果也沒有達到分級的目的,濃密池僅僅起了一個礦倉的作用和調酸調漿的功能[3]。
2.1.1 有旋流器作業的流程
現場銅尾礦經Φ18 m 濃密池濃縮后,采用Φ350 mm 水力旋流器分級,沉砂經一粗一掃,選別流程如圖1 所示,試驗結果見表4。
由表4 可知,在有無旋流器的條件下得硫精礦硫的品位為42.88%,回收率為84.82%,尾礦硫品位為4.97%,硫損失率為15.18%。由此可見,按現場選硫生產工藝條件,很難達到提高硫精礦質量的目的。
2.1.2 無旋流器的作業
依照試驗方案確定的思路,考查旋流器分級存在與否的可行性,安排對濃密池底流為試料(即取消水力旋流器作業)的浮選試驗。試驗流程選別流程如圖2 所示,試驗結果見表5。
由表5 可知,在無旋流器的條件下可得硫精礦硫的品位為44.65%,回收率為86.82%,尾礦硫品位為4.32%,硫損失率為13.18%。分析兩種試驗結果看,可以取消水力旋流器分級即通過選銅尾礦直接選硫來實現更高的硫品位和回收率。

圖1 有旋流器作業的試驗流程圖

表4 有旋流器的作業的試驗結果

圖2 無旋流器作業的試驗流程圖

表5 無旋流器的作業的試驗結果
黃藥為硫的高效捕收劑[4],試驗粗選和掃選的捕收劑都采用丁基黃藥,以旋流器給礦為試料做捕收劑用量試驗。試驗流程、試驗結果分別如圖3、圖4 所示。

圖3 捕收劑用量試驗流程圖

圖4 捕收劑用量試驗結果圖
從圖4 可以看出,當黃藥用量在70 g/t ~110 g/t時,硫回收率增加幅度小,而硫品位急劇下降,綜合考慮硫品位和回收率,取黃藥的用量為80 g/t。
為得到高質量的的硫精礦,其硫的品位要求提高到47%以上,并盡可能的提高回收率,故確定增加精選作業。以旋流器沉砂為試料,分別做一次精選硫粗精礦和兩次精選硫粗精礦的對比試驗,試驗結果見表6。

表6 精選次數對比試驗結果
由表6 可知,對于硫粗精礦增加一次精選和兩次精選所獲得的硫精礦品位和回收率雖然都有提高但相差較小。綜合考慮,決定只增加一次精選,試驗流程定為一粗一精一掃(即在原流程上增加一次精選)。
增加精選以后硫精礦質量雖有提高,但是硫品位只有45.78%,仍然沒達到47%的要求。考慮到實際生產的波動性,這可能是黃鐵礦因單體解離程度不足造成的,故考慮對粗硫精礦進行再磨試驗[5],再磨的目的便是進一步提高硫礦物的單體解離度,為硫礦物的富集創造良好的條件,提高硫精礦質量。再磨采用鋼球滾筒,試驗流程如圖5 所示,試驗結果見表7。

圖5 硫粗精礦再磨與不磨試驗流程圖

表7 粗硫精礦再磨與不磨試驗結果
由表7 可知,增加再磨作業以后,粗精礦磨硫精礦質量指標提高明顯,硫精礦中硫品位達到48.01%,滿足了精礦指標大于47%的要求,同時回收率也有小幅度提高,較之不磨提高1.04%。由此可見,硫粗精礦磨與不磨對提高硫品位的影響還是比較大,這可能是硫粗精礦再磨以后,硫礦物單體解離更充分的原因,這一結論與前面對選銅尾礦的鏡下關于硫礦物的粒級分布及解離度的分析結果是一致的。
在條件試驗和開路試驗基礎上,針對該銅尾礦的選硫系統浮選試驗研究,進行閉路試驗。試驗流程如圖6 所示,試驗結果見表8。

圖6 閉路試驗流程圖

表8 實驗室小型閉路試驗結果
由表8 可知,取消旋流器作業以后,經過一粗選一掃一精小型閉路試驗,可獲得硫精礦含硫品位為47.87%,硫回收率為88.56%的良好指標,實現銅尾礦中硫鐵資源[6]的高效回收。
試驗表明,選硫系統通過調整藥劑用量,增加精選和硫粗精礦再磨作業可實現硫精礦質量的提高;取消選硫系統入選前的水力旋流器分級環節,即濃密池底流直接選硫可大幅度的提高硫的回收率。
(1)試驗在不改變現場原有流程的基礎上增加精選和粗精礦再磨作業,獲得硫精礦品位47%以上,滿足了對硫產品的質量要求,使后期制酸燒渣直接作鐵精粉銷售成為可能,實現黃鐵礦的硫鐵雙資源利用。
(2)選銅尾礦經濃密池后不經過旋流器,直接進入浮選回收硫,不僅可以提高硫的回收率,更能降低黃藥的用量,同時節約了生產成本。
(3)本試驗通過對選銅尾礦回收硫工藝進行改進,可為類似礦山提供借鑒。
[1]國家有色金屬工業局. 有色金屬工業“十五”科技發展計劃[R].北京:國家有色金屬工業局,2002.
[2]葉雪均,劉子帥.提高硫精礦質量實現硫鐵雙資源利用的研究[J].西安科技大學學報,2013(1):112 -116.
[3]秦華偉,葉雪均,楊俊彥等.分支載體浮選應用于錫細泥選別的試驗研究[J].礦山機械,2013(8):103 -105.
[4]歐樂明. 低堿度銅硫分離新上藝上業應用[J]. 金屬礦山,2001,10(1):25 -26.
[5]秦華偉,葉雪均.從某銅渣中回收銅鐵的試驗研究[J].礦業研究與開發,2013,(6):46 -49.
[6]曹景憲.王丙恩.中國鐵礦的開發與利用[J]. 中國礦業,1994(3):17 -22.