从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验_杨凯志.pdf

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验 杨凯志 1， 2， 3 胡真 1， 2， 3 邹坚坚 1， 2， 3 李汉文 1， 2， 3 李沛伦 1， 2， 3 （1. 广东省资源综合利用研究所， 广东 广州 510651； 2. 稀有金属分离与综合利用国家重点实验室， 广东 广州 510651； 3. 广东省矿产资源开发和综合利用重点实验室， 广东 广州 510651） 摘要粤北某高硫伴生铜、 铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物， 再采用抑铋浮铜 重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋， 不仅铜、 铋回收率低， 且铜精矿含铋高。为解决铜、 铋的高效分 离与回收问题， 以现场重选钨粗精矿为试样， 进行了铜、 铋分离与回收试验。结果表明 WO3、 Cu、 Bi、 Ag品位分别为 13.66、 3.32、 1.93和 308.50 g/t， 主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿， 主要铋矿物为辉铋矿， 有用矿物粒度主要为 0.64～0.04 mm， 黑钨矿、 白钨矿、 黄铁矿嵌布粒度略粗， 黄铜矿、 辉铋矿粒度略细的试样， 在棒磨至-0.2 mm的情况 下， 以石灰为调整剂、 SY为铋抑制剂、 Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜， 以GYC-1为铋活化剂、 丁基黄药为 铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋， 最终获得铜品位为19.01、 铜回收率为93.51、 含铋0.81的铜精矿， 以及铋 品位为21.39、 铋回收率为78.61、 含铜0.63的铋精矿， 与现场生产指标相比， 铜精矿铜品位、 铜回收率分别提高 了10.48和9.19个百分点， 含铋下降了1.85个百分点； 铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、 铋回收率提高了33.25个 百分点， 含铜下降了1.68个百分点， 较好地实现了铜、 铋的分离与回收。 关键词伴生铜铋的钨矿石钨重选粗精矿硫化矿铜铋分离与回收 中图分类号TD923.7文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -05-074-05 DOI10.19614/ki.jsks.201905013 Experimental Research on Flotation Beneficiation of Cu and Bi from Gravity Roughing Concentrate of Tungsten Yang Kaizhi1， 2， 3Hu Zhen1， 2， 3Zou Jianjian1， 2， 3Li Hanwen1， 2， 3Li Peilun1， 2， 32 （1. Guangdong Institute of Resources Comprehensive Utilization， Guangzhou 510651， China； 2. State Key Laboratory of Rare Metals Separation and Comprehensive Utilization， Guangzhou 510651， China； 3. Guangdong Key Laboratory for Development and Comprehensive Utilization Mineral Resources， Guangzhou 510651， China） AbstractThe dressing plant of high-sulfur tungsten ores associated with copper and bismuth in northern Guangdong province adopted table-flotation to recover sulfide minerals from gravity tungsten roughing concentrate， then recycle Cu and Bi by repressing bismuth before floating the copper and concentrate bismuth by gravity separation from mixed sulfide ores. The re- covery of copper and bismuth by this is low and the copper concentrate contains large amount of bismuth. In order to solve the problem of efficient separation and recovery of copper and bismuth， experiments of separation and recovery of copper and bismuth taking gravity roughing concentrate of tungsten as the samples were carried out. The results showed that the grade of WO3，Cu，Bi and Ag are 13.66，3.32，1.93 and 308.50 g/t respectively. The main copper minerals are chalcopyrite and chalcocite，and the main bismuth mineral is bismuth. The particle size of useful minerals ranges from 0.04 mm to 0.64 mm. Wolframite， scheelite and pyrite are coarse-grain dissemination， and chalcopyrite and bismuth ores are fine-grain dissem- ination. In the case of the rod milling with particle size below 0.2 mm， lime as regulator， SY as bismuth depressant and Z-200 as collector，Bi was inhibited and Cu was floated by the process of one-roughing one-cleaning and two-scavenging. Bismuth was activated by the process of one-roughing two-cleaning and two-scavenging with GYC-1 as bismuth activator and butyl xan- thate as bismuth collector. The copper concentrate with 19.01 copper grade，93.51 copper recovery rate and 0.81 bis- muth content， and the bismuth concentrate with 21.39 bismuth grade， 78.61 bismuth recovery rate and 0.63 copper con- tent were obtained finally. Compared with the on-site production index，the copper grade and copper recovery rate of copper 收稿日期2019-03-18 基金项目广东省科技计划项目 （编号 2017B040404008， 2017B030314046） ； 广东省科学院南粤百杰项目 （编号 2017GDASCX-0301） 。 作者简介杨凯志 （1990） ， 男， 助理工程师， 硕士。 总第 515 期 2019 年第 5 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 515 May 2019 74 ChaoXing concentrate were increased by 10.48 percentage points and 9.19 percentage points respectively，and the bismuth content of copper concentrate was decreased by 1.85 percentage points. The bismuth grade of bismuth concentrate was decreased by 5.23 percentage points， the bismuth recovery was increased by 33.25 percentage points， and the copper content was decreased by 1.68 percentage points. The separation and recovery of copper and bismuth are well realized. KeywordsTungsten ores associated with copper and bismuth，Tungsten gravity roughing concentrate，Sulphide ores， Separation and recovery of copper and bismuth 辉铋矿是铋的主要矿物类型， 很少有独立矿床， 常存在于高温热液钨锡脉矿床中及接触交代型矿床 中， 也见于高温含金石英脉中 ［1］， 常与黑钨矿、 锡石、 辉钼矿、 毒砂、 黄铜矿、 方铅矿等共生。在对含铜钼 铋的钨锡共生硫化矿石进行重选富集过程中， 铜钼 铋极易进入重选精矿中， 浮选工艺可实现钨锡矿物 与铜钼铋矿物的高效分离。而在铜钼铋矿物的浮选 分离过程中， 钼矿物可浮性明显好于铜铋矿物， 因此 钼与铜铋较易实现浮选分离， 但铜、 铋矿物可浮性相 近， 分离难度较大且铜精矿对铋含量有严格的限制 性要求， 因此， 二者的分离既是当前研究的热点也是 当前研究的难点 ［2］。 粤北某钨矿石中伴生有铜铋等多种金属矿物， 现场采用枱浮工艺回收硫化矿物， 硫化矿混合精矿 抑铋浮铜重选选铋工艺分离回收铜铋， 获得铜品 位为8.53、 铜回收率 （对重选粗精矿） 为84.32、 含 铋2.66的铜精矿， 以及铋品位为26.62、 铋回收率 （对重选粗精矿） 为45.36、 含铜2.31的铋精矿， 铜、 铋回收率较低， 且分离效果差。为解决生产现场存 在的铜铋分离与回收问题， 从钨重选粗精矿着手进 行了铜铋回收试验。 1试样 试样为粤北某钨矿选矿厂摇床和跳汰重选钨粗 精矿， 主要化学成分分析结果见表1， 铜、 铋物相分析 结果见表2、 表3， 各主要矿物的粒度分布见表4。 注 Ag的含量单位为g/t。 从表1可知， 试样中的主要有用成分为钨， WO3 品位为13.66， 伴生金属主要有铜、 铋、 银， 品位分别 为3.32、 1.93和308.50 g/t， 主要脉石矿物成分为 SiO2、 CaO等。 从表2可知， 铜主要以原生硫化铜的形式存在， 其次为次生硫化铜， 硫化铜的占有率为90.13。 从表3可知， 铋主要以硫化铋的形式存在， 占有 率达90.67， 其次为氧化铋和自然铋。 进一步的研究表明， 以黄铜矿和辉铜矿形式存 在的铜占总铜的96.86， 以辉铋矿形式存在的铋占 总铋的90.67， 铁主要以黄铁矿的形式存在。 从表4可知， 各矿物的主要粒度范围为0.64～0.04 mm， 黑钨矿、 白钨矿、 黄铁矿嵌布粒度略粗， 0.04 mm 粒级分布率均超过90。 2试验结果与讨论 相比较而言， 辉铋矿比黄铜矿易被抑制， 且黄铜 矿被抑制后难以活化， 因此， 采用抑铋浮铜工艺优先 从试样中回收铜； 探索试验表明， 要获得独立的铋精 矿， 需对选铜尾矿中的铋矿物进行活化， 然后再采用 浮选工艺回收。 杨凯志等 从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验2019年第5期 75 ChaoXing 由于试样中的主要目标矿物白钨矿和黑钨矿总 含量达17左右， 且钨矿物性脆易碎， 因此在对试样 进行磨矿以提高各有用矿物的单体解离度时选用棒 磨机为磨矿设备， 探索试验确定用筛孔宽为0.2 mm 的筛子与棒磨机构成预先检查筛分闭路磨矿系统。 2. 1条件试验 2. 1. 1选铜试验 选铜条件试验流程见图1。 2. 1. 1. 1石灰用量试验 工艺矿物学研究表明， 试样中的硫化矿除黄铜 矿与辉铋矿外， 还有黄铁矿、 磁黄铁矿和毒砂等， 因 此浮铜既需要抑制辉铋矿， 还需要抑制黄铁矿、 磁黄 铁矿、 毒砂等矿物， 而廉价易得的石灰正是黄铁矿、 磁黄铁矿、 毒砂等硫化矿物的高效、 常用抑制剂 ［3］。 在组合抑制剂SY用量为3 000 g/t， 捕收剂Z-200用量 为200 g/t情况下考察了石灰用量对铜粗精矿指标的 影响， 试验结果见表5。 从表5可知， 随着石灰用量的增加， 铜粗精矿铜 品位上升、 铜回收率下降， 铋品位和铋回收率呈不同 程度下降趋势。综合考虑， 确定铜粗选石灰用量为 3 000 g/t。 2. 1. 1. 2抑制剂种类及用量试验 铜铋可浮性相近， 要实现铜铋分离， 铋抑制剂的 选择和用量非常重要。水玻璃、 亚硫酸钠、 CMC等药 剂对黄铜矿抑制作用较小， 而对辉铋矿具有一定的 抑制作用， 是辉铋矿的常用抑制剂 ［4-5］。在粗选石灰 用量为3 000 g/t、 Z-200用量为200 g/t情况下考察了 抑制剂种类及用量对铜粗精矿指标的影响， 试验结 果见表6。 从表6可知， 水玻璃、 亚硫酸钠和SY均可抑制辉 铋矿， 其中SY的抑制效果最好。综合考虑， 确定SY 用量为3 000 g/t。 2. 1. 1. 3捕收剂种类及用量试验 硫化矿物浮选的常用捕收剂有黄药类、 黑药类、 硫氮类和它们的一些衍生物。丁基黄药作为广泛采 用的硫化矿物捕收剂， 对矿浆pH 具有较强的适应 性； Z-200的捕收能力弱于丁基黄药， 但选择性较好， 用量较少， 适宜在碱性环境下浮选黄铜矿； 硫氮类捕 收剂SN-9也具有较好的选择性， 在高碱体系下对黄 铜矿亦有较好选择性捕收效果 ［6］。在粗选石灰用量 为3 000 g/t、 SY用量为3 000 g/t情况下考察了捕收剂 种类及用量对铜粗精矿指标的影响， 试验结果见表 7。 从表7可知， 以Z-200为捕收剂获得的铜粗精矿 铜品位高、 铋含量低， 说明Z-200对铜矿物具有较好 的选择性捕收能力， 而对铋矿物的捕收能力较弱。 综合考虑， 确定铜粗选的Z-200用量为150 g/t。 2. 1. 2浮铋试验 浮铋试验给矿为1粗2扫浮铜尾矿， 试验流程见 金属矿山2019年第5期总第515期 76 ChaoXing 图2， 药剂用量为对试样而言。 2. 1. 2. 1活化剂种类及用量试验 选铜作业使用石灰和SY对铋矿物进行了抑制， 浮选选铋前需对被抑制的铋矿物进行活化。在捕收 剂丁基黄药用量为80 g/t情况下考察了活化剂硫酸 铜、 GYC-1对铋粗精矿指标的影响， 试验结果见表8。 从表8可知， 加入活化剂可明显提高铋粗精矿铋 作业回收率， 且GYC-1对铋矿物的活化效果更好。 综合考虑， 确定铋粗选的GYC-1用量为600 g/t。 2. 1. 2. 2捕收剂种类及用量试验 在GYC-1用量为600 g/t情况下考察了捕收剂种 类及用量对铋粗精矿指标的影响， 试验结果见表9。 从表9可知， 与乙基黄药相比， 丁基黄药对辉铋 矿具有较强的选择性捕收能力， 可以在较低的用量 下较好地实现对铋的回收。综合考虑， 确定铋粗选 的丁基黄药用量为80 g/t。 2. 2闭路试验 在条件试验和开路试验基础上进行了全流程闭 路试验， 试验流程见图3， 结果见表10。 注 Ag品位的单位为g/t。 从表10可知， 试样采用图3所示的流程处理， 可 获得铜品位为19.01、 银品位为642.33 g/t、 铜回收率 为 93.51、 银回收率为 34.13、 含铋 0.81的铜精 矿， 以及铋品位为21.39、 银品位为2 655.32 g/t、 铋 回收率为78.61、 银回收率为60.42、 含铜0.68的 铋精矿， 银主要富集在铜精矿和铋精矿中。进一步 的研究表明， 钨、 硫富集在浮铋尾矿中。 3结论 （1） 粤北某高硫伴生铜、 铋的钨矿石选矿厂摇床 和跳汰重选钨粗精矿中的主要有用成分为钨， WO3品 位为13.66， 伴生金属主要有铜、 铋、 银， 品位分别为 3.32、 1.93和 308.50 g/t， 主要脉石矿物成分为 SiO2、 CaO等； 试样中的铜主要以原生硫化铜的形式 杨凯志等 从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验2019年第5期 77 ChaoXing 存在， 其次为次生硫化铜， 主要铜矿物为黄铜矿和辉 铜矿； 铋主要以硫化铋的形式存在， 主要铋矿物为辉 铋矿； 各主要有用矿物的粒度范围为0.64～0.04 mm， 黑钨矿、 白钨矿、 黄铁矿的嵌布粒度略粗， 0.04 mm 粒级分布率均超过90。 （2） 试样在棒磨至-0.2 mm的情况下， 以石灰为 调整剂、 SY为铋抑制剂、 Z-200为捕收剂1粗1精2扫 流程抑铋浮铜， 以GYC-1为铋活化剂、 丁基黄药为铋 捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋， 最终获得铜品位 为19.01、 银品位为642.33 g/t、 铜回收率为93.51、 银回收率为34.13、 含铋0.81的铜精矿， 以及铋品 位为 21.39、 银品位为 2 655.32 g/t、 铋回收率为 78.61、 银回收率为60.42、 含铜0.68的铋精矿， 较 好地实现了铜、 铋的分离与回收， 银主要富集在铜、 铋精矿中， 银的总回收率 （对重选钨精矿计）为 94.55， 该指标显著高于现场生产指标。 参 考 文 献 韩兆元， 管则皋， 卢毅屏， 等.铜铋分离研究现状 ［J］ .金属矿山， 2008 （4） 75-76. 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