刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究①_段景文.pdf

刚果金某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究 ① 段景文， 王振堂， 陈 普， 彭云奇， 王宏亮， 李 路 万宝矿产有限公司,北京 100053 摘 要 为解决刚果金某高碳酸盐氧化铜矿原矿浸出酸耗高、浮选工业指标较差的问题,根据碳酸盐脉石与氧化铜矿物浮选性 能差异,采用开路硫化浮选的方法对氧化铜矿物进行选择性富集和对耗酸碳酸盐脉石进行预先抛尾,再使用搅拌酸浸处理浮选粗 精矿。 结果表明,使用 NaHS1 050 g/ t对矿浆进行硫化,以戊黄药、Z-200 和羟肟酸钠按 4∶1∶1配合后的组合捕收剂650 g/ t进行 4 次开路浮选,得到了铜品位 8.16％的粗精矿,回收率达到了 94.75％,而耗酸脉石的抛除率则超过 80％。 对粗精矿在常温常压下进 行搅拌浸出,控制浸出过程 pH＝1.5,搅拌强度 200 r/ min,浸出 2 h,浸出率可达 89.75％。 采用开路浮选-搅拌浸出联合工艺处理该 矿石,在保证总回收率 85.04％的情况下,浸出酸耗比原矿酸浸降低 80％,搅拌浸出处理量仅为原矿浸出的 20％左右,取得了良好的 技术经济指标。 关键词 碳酸盐； 氧化铜矿； 硫化浮选； 抛尾； 酸浸 中图分类号 TD925文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2018.04.017 文章编号 0253-6099201804-0069-04 Experimental Study on Discarding Flotation Tailings before Acid Leaching for High Carbonatite Copper Oxide Ore from DRC Congo DUAN Jing-wen, WANG Zhen-tang, CHEN Pu, PENG Yun-qi, WANG Hong-liang, LI Lu Wanbao Mining Co Ltd, Beijing 100053, China Abstract To resolve problems, such as high acid consumption and poor flotation perance in processing a high carbonatite copper oxide ore from DRC Congo, an open-circuit of sulfidation-floatation was chosen to selectively enrich the copper oxide minerals and discard the acid-consuming carbonatite gangue according to their difference in floatability, with the obtained rough concentrate treated by agitation leaching. It is shown after NaHS 1 050 g/ t was used to sulfurize the pulp, amyl-xanthate, Z-200 and sodium benzohydroxamic mixed at a proportion of 4∶1∶1 was taken as the collector 650 g/ t in the floatation of copper oxide with a four-stage open-circuit flowsheet, a rough copper concentrate grading 8.16％ Cu at 94.75％ recovery was produced, with 80％ of carbonatite discarded as tailings. An agitation leaching of the rough concentrate under normal pressure and at room temperature, with pH value controlled at 1.5 and agitation intensity of 200 r/ min, led to the leaching rate at 89.75％ after 2-hour leaching. An open circuit with a combined process of floatation-agitation leaching was adopted to process such ore, under the premise of ensuring the total recovery at 85.04％, bringing the acid consumption down by 80％ and the volume for agitation leaching down to around 20％ of that for raw ore leaching, leading to good technological and economic indicators. Key words carbonatite； copper oxide ore； sulfidation-flotation； tailings discarding； acid leaching 氧化铜矿的酸浸工艺效率高、流程简单,但处理碳 酸盐脉石含量较高的铜矿时,酸耗会显著增加,并产生 大量气体,影响生产过程的稳定性［1-5］。 而氨浸法处 理该类型氧化铜矿在实验室中取得了不错的效果,但 由于浸出剂挥发、能耗大等问题一直未获得工业应 用［6-7］。 硫化浮选是处理低品位碳酸盐型氧化铜矿的 常用方法,由于氧化矿石在磨矿过程中产生的大量细 泥以及中矿循环量较大等问题,浮选法的回收率往往 较低,精矿品位也较难保证［8-11］。 针对刚果金某高 碳酸盐氧化铜矿浮选工业指标铜回收率仅有 65.7％、 而产出的精矿品位仅有 19％的情况,采用 4 次开路浮 选的方法预先抛除碳酸盐脉石,再对浮选粗精矿合并 后进行浸出,在保证总铜回收率的同时,降低了浸出酸 耗,提高了技术经济指标。 ①收稿日期 2018-01-14 作者简介 段景文1987-,男,云南个旧人,中级工程师,硕士,主要从事铜钴硫化矿和氧化矿选矿技术研究工作。 第 38 卷第 4 期 2018 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №4 August 2018 ChaoXing 1 原矿性质及试验方法 1.1 原矿性质 刚果金某高碳酸盐氧化铜矿中有价元素主要 为铜,其化学多元素分析结果见表 1。 表 1 矿石化学多元素分析结果质量分数 / CuFeCoMnS SiO2 1.762.990.140.040.1555.89 Al2O3K2ONa2OCaMgC 4.461.120.088.198.473.71 矿石中铜矿物主要为孔雀石,其次为自然铜和辉 铜矿,少量蓝辉铜矿、蓝铜矿、黄铜矿及斑铜矿,偶见铜 蓝等；非金属矿物主要为石英和白云石,其次为白云 母、绿泥石、滑石及辉石。 矿石中自由氧化铜 85.89％,用稀硫酸可以溶解； 其它的铜有一部分以自然铜和硫化铜的形式存在,还 有一部分以吸附态或微细包裹体分散存在于褐铁矿 中,这些铜无法浸出而影响铜的回收率；矿石中氧化铜 粒度粗,不需要细磨即可较为充分地裸露出来,有利于 铜的浸出。 而矿石中白云石的含量为 24.11％,在浸出 过程中会增加酸浸成本。 1.2 试验方法 1.2.1 试验流程 由于目的矿物与高耗酸的碳酸盐矿物间存在天然 的可浮性差异,而经过浮选药剂的作用,可扩大这种差 异,从而达到分离两者的目的［12］。 同时,浮选相对于 搅拌浸出具有成本低、流程简单的特点,经过浮选预抛 除耗酸脉石,可为后续的搅拌浸出工艺节省大量硫酸 并降低物料的处理量,达到节约总体生产成本的效 果［13］。 试验原则流程如图 1 所示。 原矿 磨矿 硫化浮选精矿浮选尾矿 浸出尾矿 浸出硫酸铜溶液 图 1 试验原则流程 1.2.2 原矿浸出 将原矿磨至指定细度,在烧杯中调浆至指定浓度, 采用变频电机控制搅拌强度为 200 r/ min,缓慢加入一 定量硫酸,浸出 2 h,过程中采用 pH 计对矿浆酸度进行 测量。 浸出完毕后,采用 pH＝ 2 的酸性水对浸渣洗涤 3 次,中性自来水洗涤 2 次,考察和计算渣含铜品位。 1.2.3 开路浮选-搅拌浸出 将原矿磨至指定细度,在 1.5 L 浮选机中调浆至 矿浆浓度 33％左右,采用硫氢化钠对矿浆进行短时间 硫化,加入捕收剂,搅拌一定时间后,充入空气进行浮 选,得到的精矿和尾矿分别进行过滤、烘干制样后进行 化验,考察浮选效果。 将过滤后的精矿加入适量水调浆至矿浆浓度 25％左右,控制搅拌强度为 200 r/ min,缓慢加入硫酸, 浸出 2 h,浸出过程控制 pH ＝ 1.5,浸渣采用 pH ＝ 2 的 酸性水洗涤 5 次,然后用中性自来水洗涤 2 次,考察和 计算渣含铜品位。 结合浮选与浸出的结果考察总体铜回收效果。 2 试验结果及讨论 2.1 磨矿细度对浮选效果的影响 在 NaHS 用量 1 500 g/ t、戊钾黄药用量 300 g/ t、 2 号油用量 30 g/ t 条件下采用 2 次开路粗选、每次浮 选 7 min,进行了磨矿细度试验,结果见图 2。 由图 2 可看出,当磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％时,合并的 粗精矿铜回收率和品位都达到了极值,所以以下试验 的磨矿细度确定为-0.074 mm 粒级占 80％。 -0.074 mm粒级含量/ 20 15 10 5 0 90 80 70 60 50 70758085 粗精矿铜品位/ 粗精矿铜回收率/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 2 磨矿细度试验结果 2.2 粗选硫氢化钠用量及硫化时间试验 磨矿细度-0.074 mm 粒级占 80％,其他条件不变, 进行了硫氢化钠用量试验,结果如图 3 所示。 由图可 见,当 NaHS 用量为 750 g/ t 时,合并粗精矿的铜回收 率达到最高,而铜品位随 NaHS 用量增加而逐渐降低。 确定适宜的 NaHS 用量为 750 g/ t。 在 NaHS 用量 750 g/ t 时,进行了硫化时间试验, 结果见图 4。 由图 4 可看出,该氧化矿所需硫化时间 较短,硫化时间为 2 min 时,合并粗精矿的铜品位和回 收率都达到了最高,随着硫化时间增加,铜品位和回收 07矿 冶 工 程第 38 卷 ChaoXing NaHS用量/g t-1 20 15 10 5 0 90 80 70 60 50 40 05001000150020002500 粗精矿铜品位/ 粗精矿铜回收率/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 3 NaHS 用量试验结果 硫化时间/min 20 15 10 5 0 70 60 50 40 30 20 05101520 粗精矿铜品位/ 粗精矿铜回收率/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 4 硫化时间试验结果 率都呈明显下降趋势。 说明经硫化后的氧化铜矿浮选 速度较快,浮选时应尽量缩短调浆时间,尽可能对上浮 的氧化铜矿能收早收。 2.3 捕收剂种类试验 磨矿细度-0.074 mm 粒级占80％,NaHS 用量750 g/ t, 两次粗选单一使用戊黄药用量为 300 g/ t,2 号油用 量 30 g/ t,两次扫选捕收剂用量 150 g/ t,每次粗选和扫 选时间均为 7 min,考察不同捕收剂在两次扫选流程中 回收铜矿物的效果,结果见图 5。 捕收剂种类 30 25 20 15 10 5 0 戊黄药 扫选指标/ 羟肟酸钠 油酸钠 组合药剂Z-200 铜品位 铜回收率 图 5 捕收剂种类试验结果 采用单一捕收剂进行试验时,采用羟肟酸钠得到 的扫选精矿品位最高为 5.97％,采用 Z-200 得到的粗 精矿铜回收率最高为 22.98％。 由于 Z-200 与羟肟酸 钠有较强的起泡性能,为形成稳定的泡沫层及方便浮 选操作,控制组合捕收剂戊黄药、Z-200 和羟肟酸钠的 比例为 4∶1∶1,此时的浮选可操作性较好,得到的回收 率最高为25.69％,扫选精矿品位为相对较高的4.86％, 所以混合用药效果相对较好。 2.4 捕收剂用量试验 以戊黄药、Z-200 和羟肟酸钠按 4 ∶1 ∶1组合,进行 了两粗两扫的组合捕收剂用量试验,结果如图 6 所示。 组合捕收剂用量/g t-1 20 15 10 5 0 100 90 80 70 400500600700800900 粗精矿铜品位/ 粗精矿铜回收率/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 6 组合捕收剂用量试验结果 当组合捕收剂用量低于 650 g/ t 时,粗精矿回收率 随捕收剂用量增加较为明显,铜品位则呈下降趋势；当 组合捕收剂用量超过 650 g/ t 时,粗精矿铜回收率增加 速度减缓,而铜品位则仍然保持下降。 所以适宜的组 合捕收剂用量确定为 650 g/ t。 2.5 粗精矿中铜与钙的品位及回收率关系 磨矿细度-0.074 mm 粒级占80％,NaHS 用量750 g/ t, 组合捕收剂用量 650 g/ t,采用两粗两扫开路流程,每 次粗选和扫选时间均为 7 min,考察了粗精矿铜品位和 铜、钙回收率间的关系,结果如图 7 所示。 粗精矿铜品位/ 100 90 80 70 60 30 20 10 0 5791113 粗精矿铜回收率/ 粗精矿钙回收率/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 7 粗精矿铜品位与铜和钙的回收率关系 该矿石中的耗酸矿物主要为含钙碳酸盐,以钙作 为指示元素可对浮选过程中脉石的抛除效果进行更为 直观的表达。 当粗精矿铜品位低于 9％时,铜回收率 均可达到 90％以上,而钙回收率都超过了 10％；当粗 精矿铜品位高于 11％后,铜回收率则降至 90％以下, 而钙回收率则也降至 10％以下。 当粗精矿用于搅拌 17第 4 期段景文等 刚果金某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究 ChaoXing 酸浸时,含钙碳酸盐矿物作为主要的耗酸矿物,抛除量 越高,浸出酸耗越低,但在浮选抛尾过程中,随着抛尾 量增加,损失的铜回收率也相应上升。 综合考虑浮选 铜回收率损失及搅拌浸出酸耗,浸出采用含铜 8％左 右的粗精矿,对应的浮选铜回收率约为 94％左右,而 含钙脉石的脱除率在 85％以上。 2.6 粗精矿浸出性能与酸耗考察 在液固比 3∶1、搅拌强度 200 r/ min、浸出 pH 恒定 1.5、浸出 2 h 的条件下对不同品位的粗精矿浸出性能 进行了考察对比,结果如图 8 所示。 粗精矿铜品位/ 100 90 80 70 60 7 6 5 4 3 2 1 0 5791113 粗精矿铜浸出率/ 浸出吨铜酸耗/t ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 8 粗精矿浸出性能及酸耗考察 由图 8 可知,随着粗精矿铜品位升高,其浸出率呈 下降趋势,这是因为高品位的粗精矿产率较低,而硫化 铜矿物较氧化铜矿物要容易富集到粗精矿中,随着铜品 位升高和产率降低,造成硫化铜矿占比增加,所以造成 整体的浸出率下降。 采用铜品位 8.16％的粗精矿作为 浸出原料时,浸出吨铜酸耗为 4.65 t,浸出率为 89.75％。 2.7 最终试验流程及经济效果对比 最终的开路浮选-搅拌浸出试验流程见图 9,结果见 表 2。 原矿 磨矿 一次 粗选 二次 粗选 硫氢化钠 组合捕收剂 1000 300 7 min 7 min 硫氢化钠 组合捕收剂 500 150 一次 扫选 浮选 精矿 二次 扫选 浮选尾矿 硫氢化钠 组合捕收剂 300 120 7 min 7 min 硫氢化钠 组合捕收剂 100 80 -0.074 mm占80 搅拌浸出 搅拌强度200 r/min pH1.5 浸出2h 硫酸铜溶液 药剂单位g/t 图 9 最终试验流程 表 2 试验结果 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ CuCaCuCa 湿法浸出率 / ％ 总回收率 / ％ 浮选精矿20.428.164.6194.7511.2689.7585.04 浮选尾矿79.580.116 9.335.2588.74 原矿100.001.768.37100.00 100.0084.4384.43 从试验结果可以看出,开路浮选-搅拌浸出工艺铜 回收效果较好,在损失 5.25％铜回收率的情况下脱除 了 88.74％的耗酸脉石,同时铜的富集比达到了 4.64 倍,粗精矿产率仅为原矿的 20％左右。 原矿浸出与浮选-酸浸联合工艺成本对比见表 3。 由于刚果金工业基础薄弱,其硫酸价格可达 220 美 元/ 吨2017 年,采矿、浮选和搅拌浸出的成本数据均 来源于现场。 从对比结果中可看出,在原矿铜品位 1.76％条件下,采用浮选-酸浸的方法处理该高碳酸盐氧 化铜矿时,吨铜浸出酸耗相比原矿浸出减少了 79.9％, 仅此一项便降低成本约 4 000 美元。 同时,由于浮选 成本较搅拌浸出成本要低,经过浮选抛尾后,搅拌浸出 处理的物料量减少了近 80％,在很大程度上节省了基 建投资,实现了良好的总体经济效益。 表 3 不同工艺经济效果对比 工艺 流程 总回收率 / ％ 耗酸脉石 脱除率/ ％ 吨铜酸耗 / t 吨铜成本 / 美元 原矿浸出84.4323.146 905.58 浮选-酸浸85.0488.744.653 399.04 3 结 论 1 刚果金某高碳酸盐氧化铜矿存在原矿浸出 酸耗高、传统浮选指标较差等问题。 为降低浸出酸耗, 提高综合技术经济指标,采用开路浮选-搅拌浸出的选 冶联合方法,在保证总铜回收率 85.04％的同时,降低 了吨铜浸出酸耗 80％左右,搅拌浸出处理量降为原矿 浸出处理量的 20％,在较大程度上降低了生产成本, 经济效益明显。 2 采用硫氢化钠对该氧化铜矿进行硫化,戊黄 药、Z-200 和羟肟酸钠按 4∶1∶1配合作为组合捕收剂进 行 4 次开路浮选,可得到铜品位 8.16％的粗精矿,铜回 收率达到 94.75％,耗酸脉石脱除率达到了 88.74％。 3 对含铜 8.16％的开路浮选粗精矿进行常温常 压搅拌浸出,在搅拌强度 200 r/ min、浸出 pH ＝ 1.5 的 情况下浸出 2 h,浸出率可达 89.75％。 参考文献 ［1］ 贾振宏,胡凤英. 低品位铜矿资源开发利用状况和选矿工艺技术 综述［J］. 有色矿冶, 20142 22-24. 下转第 79 页 27矿 冶 工 程第 38 卷 ChaoXing ［3］ 王成彦,郜 伟,尹 飞. 国内外铅冶炼技术现状及发展趋势［J］. 有色金属冶炼部分, 201241-5. ［4］ 李若贵. 我国铅锌冶炼工艺现状及发展［J］. 中国有色冶金, 2010 613-20. ［5］ 胡宇杰,唐朝波,陈永明,等. 铅锌混合硫化精矿的低温熔盐还原 固硫熔炼［J］. 中国有色金属学报, 2015123488-3496. ［6］ 谢兆凤,杨天足,刘伟锋,等. 脆硫铅锑矿碱性熔炼渣的综合利用 工艺研究［J］. 矿冶工程, 2010377-81. ［7］ 姚维义,唐朝波,唐谟堂,等. 硫化铅精矿无 SO2排放反射炉一步 炼铅半工业试验［J］. 中国有色金属学报, 200161127-1130. ［8］ 胡宇杰,唐朝波,唐谟堂,等. 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