朱國慶 吳 磊 杜淑華 夏 亮 余長軍
(安徽省地質實驗研究所,安徽 合肥 230001)
我國礦產資源總量大,但人均占有量低。隨著礦產資源的持續開發,大量高品質礦石開采殆盡。同時,受技術水平限制,長期粗獷式的開發造成大量資源浪費。當前,我國礦產資源面臨貧、細、雜的現狀。因此,探索綜合回收低品位、共伴生礦等資源的高效綠色技術至關重要。
某含銅硫鐵礦石S平均品位為28.73%,Cu平均品位為0.61%,伴生元素Au、Ag達到綜合利用標準。由于該礦石中銅主要以可溶銅和次生硫化銅形式存在,單一的銅硫分離達不到預期效果。本研究采用水洗+銅優先浮選工藝對該礦石開展選礦試驗,以提高銅的綜合回收率。
對原礦進行化學多元素分析及硫、銅物相分析,結果分別見表1、表2、表3。

表1 原礦化學多元素分析結果Table 1 Analysis results of the chemical multi-elements of the raw ore %

表2 原礦硫物相分析結果Table 2 Analysis results of the sulfur phase of the raw ore %

表3 原礦銅物相分析結果Table 3 Analysis results of the copper phase of the raw ore %
分析表1、表2及表3可知:原礦主要有價元素為硫和銅,含量分別為28.73%、0.610%;銅主要以硫酸銅和硫化銅的形式存在,硫主要為硫化物。
經X射線衍射定量分析,得到原礦中主要礦物及其含量,結果見表4。

表4 原礦中主要礦物及其含量Table 4 The main minerals and its contents in the ores %
由表4可知:原礦中金屬礦物主要為黃鐵礦,含少量磁鐵礦、黃銅礦、方鉛礦等,脈石礦物主要為石英,含少量方解石、重晶石、綠泥石等。
經光片、薄片顯微鏡鑒定,該礦石中金屬礦物以黃鐵礦、白鐵礦為主,含少量的銅藍、輝銅礦、藍輝銅礦、黃銅礦、黝銅礦、斑銅礦等含銅礦物以及閃鋅礦、方鉛礦、磁黃鐵礦、褐鐵礦、磁鐵礦、軟錳礦、硬錳礦等。主要金屬礦物嵌布特征如下:
(1)黃鐵礦。多數為他形晶粒狀和棱角形碎屑粒狀,半自形—自形晶粒狀少見。粒度最大者約5.2 mm,最小約0.01 mm,大小懸殊,多為壓碎結構。黃鐵礦常被白鐵礦集合體交代,二者常緊密相嵌,其顆粒界線不好區分。黃鐵礦亦常被褐鐵礦交代,呈殘余顆粒出現在褐鐵礦中。黃鐵礦還被輝銅礦、藍輝銅礦、銅藍等含銅硫化物交代而成殘余顆粒,并與這些含銅硫化物緊密連生,連生界線呈彎曲狀。黃鐵礦晶體多包裹磁黃鐵礦、磁鐵礦顆粒,少數包裹閃鋅礦、方鉛礦顆粒,被包裹的礦物顆粒大小約為0.01~0.05 mm。
(2)白鐵礦。與黃鐵礦緊密連生,系交代黃鐵礦而成,常呈板狀顆粒集合體交代黃鐵礦,并以其假象產出,有沿黃鐵礦裂隙不規則交代或沿其邊緣交代者。
(3)輝銅礦。呈細粒狀集合體,有時與銅藍、藍輝銅礦等連晶,系交代黃鐵礦并呈其假象產出。粒徑最大者約0.3 mm,最小約0.03 mm。
(4)藍輝銅礦及銅藍。多半是交代黃鐵礦產物,呈細粒狀集合體交代黃鐵礦,并以其假象產出,有沿裂隙交代者與黃鐵礦緊密連生,連生界線呈彎曲形,部分銅藍沿閃鋅礦邊緣或裂隙交代閃鋅礦。
在含銅硫鐵礦中,當其表部氧化層中含有銅的可溶性氧化產物(如CuSO4)的水滲濾到下部后,在缺氧的情況下就會與其中的黃銅礦作用生成輝銅礦和銅藍,有時還有斑銅礦,形成次生富集帶。次生銅礦物不僅易于過磨,增加尾礦損失,而且容易罩蓋在黃鐵礦表面,導致銅硫難以分離。同時次生銅礦物(主要是銅藍)容易氧化溶解,使其礦漿中出現大量銅離子,活化黃鐵礦和閃鋅礦,破壞銅硫分離中捕收劑對銅的選擇性,使銅硫分離更加復雜化[1-2]。因此,含銅黃鐵礦次生富集帶礦石的選礦是一個比較復雜的過程,也是本次研究的難點。
根據銅物相分析結果,硫酸銅中的銅占總銅的47.39%,且易溶于水,而銅離子對黃鐵礦有活化作用,不利于銅硫分離。試驗采用水洗+銅優先浮選的原則流程,優先回收易溶于水的硫酸銅中的銅,以減少銅離子對黃鐵礦的活化,再通過優先浮選選別出其他銅礦物,達到銅硫分離的目的。
對-1 mm的原礦石進行浸泡水洗試驗,溶解出硫酸銅。試驗選擇浸出固液比1∶3 mg/L,分別浸出1、2、4、8 h,然后過濾,分析浸渣銅品位并計算銅浸出率,試驗結果見圖1。

圖1 水洗試驗結果Fig.1 Results of washing test
由圖1可知:試樣在水中浸泡2 h后,銅的浸出率基本穩定在47%~48%。因此,選擇水洗時間為2 h,此時銅浸出率為47.30%,水洗浸渣銅的品位為0.32%。水洗后的含銅離子溶液可以通過鐵粉置換反應置換出海綿銅,達到回收銅的目的[3]。
對水洗浸渣進行銅優先浮選。銅硫分離試驗中,選擇石灰+亞硫酸鈉抑制黃鐵礦,利用硫化鈉沉淀礦漿中的銅離子,減少銅離子對黃鐵礦的影響。條件試驗分別考察磨礦細度、石灰用量、硫化鈉用量、亞硫酸鈉用量、BK404用量對浮選指標的影響。試驗流程見圖2。

圖2 浮選條件試驗流程Fig.2 Flowsheet of flotation condition tests
3.2.1 磨礦細度條件試驗
為了節約磨礦成本,防止過磨。在石灰用量3 000 g/t、硫化鈉用量3 000 g/t、水玻璃用量2 000 g/t、亞硫酸鈉用量600 g/t、BK404用量40 g/t的條件下進行磨礦細度試驗,結果見表5。

表5 磨礦細度試驗結果Table 5 Results of grinding fineness tests %
由表5可知:隨著磨礦細度的增加,銅精礦中Cu品位逐漸升高,Cu回收率先增加后降低;尾礦中S回收率先緩慢增加后略微降低。當磨礦細度為-0.074 mm占70%時,銅精礦中Cu的回收率最高。因此,后續試驗選擇磨礦細度為-0.074 mm占70%。
3.2.2 石灰用量試驗
石灰對黃鐵礦具有較好的抑制作用,且價格低廉,主要通過Ca2+和黃鐵礦表面作用[4]。在磨礦細度為-0.074 mm占70%、硫化鈉用量3 000 g/t、水玻璃用量2 000 g/t、亞硫酸鈉用量600 g/t、BK404用量40 g/t的條件下進行石灰用量試驗,結果見表6。

表6 石灰用量試驗結果Table 6 Results of lime dosage tests
由表6可知:隨著石灰用量的增加,銅精礦中Cu品位逐漸升高,Cu回收率逐漸降低,S含量及回收率均逐漸降低,表明黃鐵礦抑制效果較好。綜合考慮,后續試驗選擇石灰用量為3 000 g/t。
3.2.3 硫化鈉用量試驗
加入硫化鈉后,球磨產生的銅離子先被沉淀,沉淀的硫化銅與礦石中的銅礦物可被一并浮選,從而消除球磨過程中產生的銅離子對黃鐵礦的活化作用[5-7]。在磨礦細度為-0.074 mm占70%、石灰用量3 000 g/t、水玻璃用量2 000 g/t、亞硫酸鈉用量600 g/t、BK404用量40 g/t的條件下進行硫化鈉用量試驗,結果見圖3。

圖3 硫化鈉用量試驗結果Fig.3 Results of sodium sulfide dosage tests
由圖3可知:隨著硫化鈉用量的增加,銅精礦中Cu品位呈緩慢下降趨勢,Cu回收率則先增加后降低。當硫化鈉用量為3 000 g/t時,銅精礦中Cu的回收率最高。因此,后續試驗選擇硫化鈉用量為3 000 g/t。
3.2.4 亞硫酸鈉用量試驗
石灰在浮選過程中對浮選泡沫的性質有影響。當石灰用量較大時,生產過程中浮選泡沫容易發粘、跑槽,難于操作和控制。而在石灰環境中,亞硫酸鈉也具有抑制黃鐵礦的作用。主要體現在亞硫酸鈉在黃鐵礦礦物表面形成亞硫酸鐵、亞硫酸鈣等親水性薄膜[4,8]。為了更好地抑制黃鐵礦,在磨礦細度為-0.074 mm占70%、石灰用量3 000 g/t、硫化鈉用量3 000 g/t、水玻璃用量2 000 g/t、BK404用量40 g/t的條件下進行亞硫酸鈉用量試驗,結果見圖4。

圖4 亞硫酸鈉用量試驗結果Fig.4 Results of sodium sulfite dosage tests
由圖4可知:適當的添加亞硫酸鈉,能提高銅精礦中Cu的品位。當亞硫酸鈉用量從0增加到1 200 g/t時,銅精礦中Cu的品位呈上升趨勢,回收率呈緩慢下降趨勢。繼續增加亞硫酸鈉用量,銅精礦中Cu的品位開始下降,Cu回收率急劇下降。綜合考慮,后續試驗選擇亞硫酸鈉用量為1 200 g/t。
3.2.5 BK404用量試驗
BK404是一種高效的銅硫捕收劑,屬脂類藥劑,油狀液體,具有流動性好、使用添加方便、化學性質穩定等特點[9]。在磨礦細度為-0.074 mm占70%、石灰用量3 000 g/t、硫化鈉用量3 000 g/t、水玻璃用量2 000 g/t、亞硫酸鈉用量1 200 g/t的條件下進行BK404用量試驗,結果見圖5。

圖5 BK404用量試驗結果Fig.5 Results of collector dosage tests
由圖5可知:隨著BK404用量的增加,銅精礦中Cu的品位逐漸下降,Cu回收率逐漸增加。當BK404用量大于40 g/t時,浮選泡沫開始發粘,銅精礦中Cu品位大幅降低,而銅回收率增加幅度較小。綜合考慮,后續試驗選擇BK404用量為40 g/t。
3.2.6 閉路試驗
考慮到中礦返回的影響,閉路試驗對藥劑用量進行適當的調整,銅精選采用低堿度硫抑制劑DT,以提高銅品位和回收率及伴生金銀的回收率[10]。具體條件及流程見圖6,結果見表7。

圖6 閉路試驗流程Fig.6 Flowsheet of closed-circuit experiment

表7 閉路試驗結果Table 7 Results of closed-circuit experiment %
由表7可知:對水洗浸渣進行銅硫分離,閉路試驗最終能獲得到Cu品位14.45%、Cu回收率46.94%的銅精礦,及S品位46.10%、S回收率96.22%的硫精礦。
(1)該礦石中主要有價元素為S和Cu,其中Cu品位較低,且主要以可溶銅的形式存在,其次為次生硫化銅,屬于含銅黃鐵礦次生富集帶礦石,直接銅硫分離困難。
(2)通過水洗浸出的方法可以收集礦石中的可溶銅,減少Cu2+對黃鐵礦的活化,提高銅的回收率。
(3)水洗浸渣經過浮選閉路試驗,可以獲得合格銅精礦,銅精礦Cu品位為14.45%、Cu回收率為46.94%;硫精礦S品位為46.10%,S回收率為96.22%。
(4)經過水洗浸出試驗和浮選試驗,該礦石銅的綜合選礦回收率為72.04%,實現了綜合回收銅的目的,試驗指標良好。