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某銅礦低堿度銅硫分離試驗

2016-06-02 03:29:16
現代礦業 2016年1期

付 強

(江西銅業公司德興銅礦)

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某銅礦低堿度銅硫分離試驗

付強

(江西銅業公司德興銅礦)

摘要針對江西銅業公司某銅礦次生銅和氧化銅含量較高、銅礦物嵌布粒度較細且與硫礦物共生密切等性質特點,采用半優先半混合—混合精礦再磨—銅硫分離的工藝流程,在球磨機中加入適量的硫化鈉活化氧化銅礦及消除可溶性銅對浮選的影響,銅硫再磨后分離過程中以DT-4取代石灰,實現了低堿度銅硫分離。最終閉路試驗獲得了良好的選別指標,同時伴生元素金、銀等貴金屬得到了有效回收。

關鍵詞次生硫化銅可溶銅半優先半混合再磨硫化鈉DT-4

銅、硫共生是一種常見的硫化銅礦石類型,硫化銅礦的浮選是獲取銅金屬的重要粗加工環節,而硫化銅礦物的浮選主要是將硫化銅礦物與硫化鐵及脈石礦物分離[1-3]。目前銅、硫分離一般采用石灰作為黃鐵礦的抑制劑進行浮銅抑硫,石灰工藝已相當成熟,分離效果較好,但石灰在使用過程中易結垢、固結、堵塞管道、不利于金銀等貴金屬的綜合回收[4-6]。因此,采用其他抑制劑取代石灰在低堿條件下實現銅、硫分離,對提高資源利用率,降低選礦成本,具有重要的經濟和現實意義。

江西銅業公司某銅礦多年來一直采用傳統的高堿工藝實現銅硫分離,原礦中金、銀等貴金屬不能得到有效回收,且外排廢水pH值較高,一般pH值為11~12,達不到排放標準。近年來,隨著環保措施的進一步深化和落實,解決外排廢水超標排放已成為制約該銅礦發展的首要問題。為此,研究采用無石灰銅、硫分離工藝,采用了新型高效抑制劑,在低堿度條件下實現了銅、硫的有效分離,有效解決了管道的結鈣、堵塞等問題,原礦中伴生的金、銀等貴金屬也得到了有效回收。

1礦石性質

某銅礦礦石性質復雜,礦石以結晶粒狀結構為主,假象結構少見。礦石構造以塊狀、浸染狀、細脈浸染狀3種為主。礦石中主要有用礦物有黃鐵礦、藍輝銅礦、輝銅礦、黃銅礦等;脈石礦物主要以石英、絹云母為主,其次是高嶺石、綠泥石等黏土類礦物。原礦化學多元素和銅物相分析結果見表1和表2。

由表1、表2可知,原礦中主要可回收元素為銅、硫,其中銅礦物主要以次生硫化銅形式存在,且含有部分氧化銅和可溶性銅,增大了銅、硫的回收難度。

表1原礦化學多元素分析結果

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注:Au、Ag含量單位為g/t。

表2原礦銅物相分析結果

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2低堿度銅硫分離試驗研究

原礦銅礦物主要以次生硫化銅形式存在,且銅礦物嵌布粒度不均勻,與硫礦物嵌布關系密切。根據礦石性質特點,通過探索試驗,確定采用半優先半混合、混合精礦再磨進行銅硫分離的工藝流程,對原礦中的銅、硫進行綜合回收。

2.1硫化鈉用量試驗

該礦物銅氧化率為12%,致使銅的回收率不高;含有71%左右的次生硫化銅和4%左右的可溶性銅,給黃鐵礦的抑制帶來一定的難度。因此為了提高銅的回收率,確定添加適量的硫化鈉。硫化鈉是氧化礦的硫化劑,當在磨機中加入硫化鈉時,不但硫化了氧化銅礦物,而且可以沉淀溶液中的可溶性銅離子,兼有防活作用。硫化鈉用量過小,不足以使氧化礦得到充分硫化,浮選時金屬回收率不高;反之,用量過大,對硫化礦起到一定的抑制作用,因此應嚴格控制硫化鈉的用量。硫化鈉用量試驗流程和結果分別見圖1、圖2。

圖1 硫化鈉用量試驗流程

由圖2可見,當不加硫化鈉時,銅粗精礦品位和銅回收率均較低,這是因為礦漿中可溶性銅離子活化了黃鐵礦,致使黃鐵礦的可浮性變好,且可溶性銅離子與浮選藥劑反應消耗了部分浮選藥劑,銅粗精礦品位和銅回收率均不高;隨著硫化鈉用量的增大,銅粗精礦品位和回收率增加,當硫化鈉用量超過200 g/t時,銅回收率受到一定程度的影響,這是因為硫化鈉對硫化礦起到了抑制作用;所以,最終確定硫化鈉用量為200 g/t,此時銅粗精礦銅品位為3.5%,銅回收率為82.9%。

圖2 硫化鈉用量試驗結果

2.2磨礦細度試驗

磨礦是影響浮選效果好壞的關鍵,為查明磨礦細度對浮選指標的影響,進行了磨礦細度試驗。在自然pH值、采用乙黃+丁銨作捕收劑、2#油作起泡劑的條件下進行磨礦細度試驗,試驗流程以及藥劑制度見圖1,試驗結果見圖3。

圖3 磨礦細度試驗結果

由圖3可見,磨礦細度太粗,銅粗精礦品位和回收率均偏低;磨礦細度過細,容易產生過粉碎,不利于銅回收率的提高;綜合考慮,確定粗選磨礦細度為-0.074 mm 65%適宜。

2.3半優先浮選礦漿pH值試驗

由于原礦中含有可浮性較好的輝銅礦,為保留該部分礦物的高可浮性,采取半優先浮選工藝盡早回收這部分易浮的高品位銅礦物,確保銅精礦品位和回收率。為查明礦漿pH值對銅精礦品位和回收率的影響,以丁銨黑藥作為捕收劑,2#油作為起泡劑,改變石灰用量進行礦漿pH值試驗,試驗流程和結果見圖4、圖5。

由圖5可見,隨著礦漿pH值的增加,精礦銅品位升高,銅回收率下降,綜合各指標,確定礦漿pH=8時為宜,此時精礦銅品位為18.6%,銅回收率為62.1%。

圖4 礦漿pH值試驗流程

圖5 礦漿pH值試驗結果

2.4混浮捕收劑種類及用量試驗

采用乙黃+丁銨、MA-1+MOS、乙黃+MAC、乙黃+PAC、乙黃+Z-200等組合捕收劑進行探索試驗,試驗結果表明,當乙基黃藥與丁銨黑藥按1:1組合使用時,對銅硫的選別效果最佳,丁銨黑藥對原礦中的金、銀等貴金屬具有良好的捕收作用。為確定組合捕收劑的最佳用量,進行了用量試驗,試驗流程和結果分別見圖6和圖7。

圖6 混浮捕收劑種類及用量試驗

圖7 捕收劑用量試驗結果

由圖7可見,隨著捕收劑用量的增大,粗精礦銅品位降低,銅回收率增加,當捕收劑用量超過60 g/t時,銅回收率增加幅度不明顯;最終確定組合捕收劑用量為60 g/t,即丁銨黑藥和乙基黃藥各30 g/t,此時銅粗精礦2品位為1.65%,回收率為49.44%。

2.5混精再磨細度試驗

原礦中銅礦物嵌布粒度較細且與黃鐵礦共生密切,故銅、硫混合精礦必須經過再磨,才能使銅礦物達到單體解離,為查明磨礦細度對銅浮選效果的影響,進行再磨細度試驗。試驗流程和結果見圖8和圖9。

圖8 混精再磨磨礦細度試驗流程

圖9 混精再磨細度試驗結果

由圖9可見,混合精礦經過再磨后,精礦銅品位和回收率均得到了有效提高,但當磨礦細度超過 -0.044 mm 80%時,銅回收率變化不明顯;故確定再磨細度為-0.044 mm 80%,此時精礦2銅品位為4.95%,銅回收率為31.4%。

2.6銅硫分離抑制劑種類及用量試驗

為查明不同抑制劑對銅、硫分離效果的影響,采用石灰、K-202、DT-3、DT-4和Na2SO3+DS進行抑制劑種類試驗,試驗結果表明:DT-4選別效果最佳。為查明DT-4用量對浮選效果的影響,進行了DT-4用量試驗,試驗流程見圖8,試驗結果見圖10。

由圖10可見,新型抑制劑DT-4用量以900 g/t為宜,此時精礦2銅品位為5.65%,銅回收率為23.68%,精尾含銅0.27%,銅損失率為6.21%。

2.7閉路試驗

在條件試驗的基礎上進行閉路試驗,由于閉路試驗中,中礦產品在循環過程中浮選藥劑逐步積累,故在試驗過程中要注意觀察浮選現象,及時調整浮選藥劑用量。閉路試驗流程和結果見圖11、表3。

圖10 抑制劑用量試驗結果

圖11 閉路試驗流程

3結語

(1)江西銅業公司某銅礦礦石性質復雜,銅礦物主要以次生硫化銅為主,并含有約12%的氧化銅,銅礦物嵌布粒度不均勻,且與黃鐵礦嵌布關系密切,給銅硫分離帶來一定難度。

表3閉路試驗結果

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注:Au、Ag含量單位為g/t。

(2)新型抑制劑DT-4取代石灰,在低堿度條件下實現了銅、硫分離,該抑制劑的有效實施,既解決了由于石灰的大量使用導致管道結鈣而引起的一系列問題,又實現了對原礦中金、銀等貴金屬的綜合回收。

(3)根據礦石性質特點,采用半優先半混合—混合精礦再磨—銅、硫分離的工藝流程最終閉路試驗獲得的銅精礦品位為21.60%、銅回收率為85.11%,硫精礦品位為41.05%、硫回收率為87.14%;金、銀等貴金屬在銅精礦中也得到了有效回收。

參考文獻

[1]周少珍.永平銅礦銅硫等可浮工藝的改造實踐[J].有色金屬:選礦部分,1998(6):4-6.

[2]李海紅.黃銅礦黃鐵礦電化學調控浮選分離與機理研究[D].長沙:中南工業大學,1992.

[3]余新陽,周源.銅硫分離中無機抑制劑的研究[J].礦冶工程,2005,25(4):33-35.

[4]邱廷省,方夕輝,鐘常明.幾種黃鐵礦抑制劑的性能比較[J].礦產綜合利用,2005(3):6-9.

[5]張劍鋒.浮選有機抑制劑研究的進展[J].有色礦冶,2000(2):14-17.

[6]韓英梅.腐殖酸鈉在銅硫礦石浮選中的作用機理[J].武漢科技大學學報:自然科學版,2002(4):342-344.

(收稿日期2015-09-03)

Copper and Sulphur Separation Test at Low Alkalinity on a Copper Ore

Fu Qiang

(Dexing Copper Mine, Jiangxi Copper Company)

AbstractIn view of property characteristics of secondary copper and copper oxide copper content is high, copper mineral fine disseminated, sulphur mineral symbiotic closely of a copper ore in Jiangxi copper company. Through half priority and half bulk-regrinding on mixed concentrate-separation on copper and sulphur process, add appropriate amount of sodium sulphide in ball mill for activation of copper oxide and eliminate the influence of soluble copper on flotation, copper and sulphur separation after regrinding process using DT-4 instead of lime, realized the low alkalinity copper and sulphur separation. Eventually closed circuit test obtained good indicators, and associated precious metals such as gold and silver got effective recovery.

KeywordsSecondary copper sulfide, Soluble copper, Half priority and half bulk, Regrinding, Sodium sulphide, DT-4

付強(1983—),男,助理工程師,334224 江西省德興市。

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