某高砷金铜钴锡铋多金属矿石选矿工艺研究.pdf

1 2 有色金属 选矿部分 2 0 1 2 年第5 期 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ，j ．i s s n ．1 6 7 1 9 4 9 2 ．2 0 1 2 ．0 5 ．0 0 3 某高砷金铜钴锡铋多金属矿石选矿工艺研究 张雨田1 ，一，宋翔宇1 ，一，耿彬1 一，李志伟1 ，一，徐靖1 ，2 1 ．河南省岩石矿物测试中心，郑州4 5 0 0 1 2 ；2 ．河南省矿物加工与生物选矿工程技术研究 中心，郑州4 5 0 0 1 2 摘要该多金属矿石矿物组成复杂，矿石中富含金、铜、钴、锡、铋、硫等有价元素。根据矿石性质，采用 “优先选铜，砷、硫、铋混浮，砷、铋硫分离，浮选尾矿摇床重选回收锡”的选矿工艺流程，较好地解决了该多金属 矿的选矿难题，获得了较理想的经济技术指标。 关键词多金属矿；高砷；优先浮选；浮选试验 中图分类号T D 9 5 3 ；T D 9 5 2 ．1 文献标识码A 文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 2 0 5 一0 0 1 2 一0 5 S t u d yo nB e n e 6 c i a t i o nP r o c e s s o faA u C u C o S n B iP o l y m e t a U i cO r eC o n t a i n i n gH i g h A r s e I l i c 匆殂ⅣGY r u t i 伽1 一，S o ⅣG 圈a n 倒u 1 一，G E ⅣGB t n l 一，上JZ m u ，e ≯g ，X 【厂优叼1 ’2 I ．孤eR o c kn n d 施n e m fZ 1 e S t z 叼C e n t e r0 厂日e n 肌m I ，{ n c e ，历e n 班h o u4 5 D 0 】2 ，C h z n n ； 2 ．日e n 姗E 叼z n e e 一叼尺e S 眈r c 九C e n t e r0 厂施n e m Zn D c e s s z 叼n n d 尬c 砌e 尬n e m Z P r D c e s s 打1 9 ，Z h e n 班h o u4 5 D D j 2 ，C h Z n n A b s t r a c t I ti sap o l y m e t a l l i co r ew i t hc o m p l i c a t e dm i n e r a l o g i c a lc o m p o s i t i o n ，c o n t a i n i n gs o m ei m p o r t a n t v a l u a b l ee l e m e n t ss u c ha s { r 0 1 d ， c o p p e r ， c o b a l t ，t i n ， b i s m u t ha n ds u l f h r ．A c c o r d i n gt ot h ec h a r a c t e r i s t i c so f t h eo r e ，t h ep r o c e s so fs e l e c t i v en o t a t i o no fc o p p e r ，b u l kn o t a t i o no fA s S B i ， s e p a r a t i o no fs u l f u rf 而m a r s e n i ca n db i s m u t ha n dr e c o v e r i n gt i nf r o mn o t a t i o nt a i l i n g sb y s h a k i n gt a b l ew a sa d o p t e d ． B a s e do n d e t a i l e de x p e r i m e n t a lr e s e a r c h ，s e v e r a lt e c h n i c a lp r o b l e m se x p e r i e n c e di n t r e a t i n gp r o c e s sh a v eb e e n s a t i s f a c t o r i l vs o l v e d ， a n dt h et e c h n o e c o n o m i ci n d e xo b t a i n e di sw e l lt o o ． K e yw o r d s p o l y m e t a l l i co r e ；h i g ha r s e n i c ； s e l e c t i v en o t a t i o n ；n o t a t i o ne x p e r i m e n t 某地多金属矿石富含金、铜、钴、锡、铋等有价 元素。试样含砷量高达8 ．0 8 ％，硫含量达1 2 ．1 4 ％， 属典型的复杂难分选多金属矿。为了实现该复杂多 金属矿资源的合理利用，我们对该矿石的选别工艺 进行了大量研究，经过试验研究，确定采用优先选 铜，砷、硫、铋混浮，砷、铋硫分离，浮选尾矿 摇床重选回收锡的选矿工艺流程，较好地解决了该 表1 T a b l e1 复杂多金属的选矿难题。 1 原矿性质 1 ．1 原矿多元素分析 原矿多元素分析结果见表1 。 从表1 可以看出，该矿中可回收利用的有价元 素种类繁多，原矿中含砷量高达8 ．0 8 ％，含硫量 原矿多元素分析结果 M u l t i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fm n o f _ m i n eo r e／％ 注金、银单位为∥t 收稿日期2 0 1 2 0 3 一1 9 作者简介张雨田 1 9 8 4 一 ，男，陕西汉中人，工程师。 万方数据 2 0 1 2 年第5 期张雨田等某高砷金铜钴锡铋多金属矿石选矿工艺研究 1 3 达1 2 ．1 4 ％。 1 ．2 矿石成分 工艺矿物学研究表明，组成矿石的矿物有二十 余种，金属矿物以毒砂、黄铜矿、黄铁矿为主，磁 铁矿、褐铁矿、辉铋矿、锡石、方铅矿、自然金、 辉钻矿、硫钴矿等微量，脉石矿物以石英为主、绿 泥石、电气石、磷灰石次之，绢云母、黑云母等少 量，其它矿物微量。 矿石中的可见金均为包裹金，且绝大多数为毒砂 包裹金，占9 0 ．8 1 ％；方铅矿包裹金次之，占8 ．6 5 ％； 这些包裹金以微、细粒金为主，中粒金少量。 该矿石中的钴主要以辉钴矿和硫钴矿的形式存 在，少量以类质同象赋存于毒砂之中。硫 辉 钴 矿的嵌布状态以毒砂包裹硫钴矿为主，占9 0 ．8 5 ％， 石英包裹硫钴矿量少，仅占1 ．2 2 ％；而黄铜矿包裹 硫钻矿往往是毒砂包裹黄铜矿，黄铜矿又包裹硫钴 矿，或者说是黄铜矿沿周边交代硫钴矿，硫钴矿残 留于黄铜矿之中。这类包裹硫钴矿很难与其载体矿 物完全单体解离，占9 5 ．7 3 ％。 铜主要以黄铜矿形式存在，黄铜矿或呈散粒状 或呈聚粒状不均匀分布于矿石之中，受碎裂作用的 影响，晶体常有裂纹发育。黄铜矿有时呈细脉穿插 于毒砂、黄铁矿、磁铁矿及石英裂隙之中。可见辉 铋矿与细脉状黄铜矿交互连生。 铋主要以辉铋矿形式存在，常包裹于毒砂以及 黄铜矿之中，以前者为主，个别分布于石英粒间、 石英和黄铜矿粒间。 锡石与石英关系最为密切，或包裹于石英之中， 或分布于石英粒间，有少量锡石与金属矿物连生。 2 试验流程的确定 从原矿工艺矿物学研究结果中，我们了解到金 和硫 辉 钴矿绝大部分都被毒砂包裹，因此采用 浮选回收金和钴得到的是金和钴的混合精矿，该混 合精矿也可称为毒砂精矿。原矿中铜主要以黄铜矿 的形式存在。黄铜矿的天然可泽| 生很好，一般情况 下黄铜矿可浮性要好于黄铁矿和毒砂。所以，我们 可以通过各种药剂的作用加大黄铜矿与毒砂和黄铁 矿的可浮性差异，实现黄铜矿与毒砂和黄铁矿的分 离。虽然辉铋矿可泽陛一般较好，但当其与多金属 矿共生时，可能由于铁离子等各种因素影响，可浮 性很差，这样可能会导致有很大一部分辉铋矿损失 在尾矿中难以综合回收利用。可浮性较好的辉铋 矿，它与黄铁矿和毒砂的可泽| 生相近，很难有效分 离，从理论上来讲，氰化物可以将辉铋矿与黄铁矿 和毒砂分离开，但是由于氰化物是剧毒物质，对环 境污染大，而且氰化物能溶解硫化矿中的金导致金 损失在水中。综合考虑可以将辉铋矿与金和钻混合 在一起成混合精粉回收利用。目前，锡石的回收应 用较普遍的方法是重选[ 1 _ 3 ] 。 从传统的选矿工艺流程来看，优先浮选流程是 分选多金属矿的较佳选择，与混合浮选流程相比， 优先浮选流程不但分选效果较好，而且操作更加方 便，现场生产更稳定。所以我们初步确定的试验方 案为优先选铜、次选金钴铋、最后选锡。 3 选矿试验研究 3 ．1 铜粗选捕收剂筛选试验 优先选铜的关键点是选取合适的捕收剂，该捕 收剂必须具有下列特征选择性好，即所选捕收剂 对铜具有很好的捕收性，而对其它硫化矿捕收能力 很弱；在保证选择性的同时，该捕收剂还必须能充 分保证黄铜矿的回收率。本试验考察了煤油、乙硫 氮、Y K 一1 0 2 、Y K l 1 1 和z 一2 0 0 对铜浮选影响试 验，捕收剂用量均为1 5 加。试验流程如图1 所 示，试验结果见表2 。 表2铜粗选捕收剂筛选试验结果 T a b l e2T h es c r e e n i n g e x p e r i m e n t a l r e s u l t so f c o l l e c t o ro fc 叩p e r／％ 删产品名称产率蔫 回收率 煤油铜粕精矿7 ．0 72 4 ．3 0 1 3 ．2 30 ．1 1 乙硫氮铜粗精矿1 1 ．9 01 7 ．0 31 7 ．1 9O ．2 8 Y K _ 1 0 2 锕匪i 精矿1 1 ．5 91 8 ．2 2 1 6 ．1 0O ．3 1 Y K l _ 11 钸朔辨青矿1 0 _ 2 31 9 ．8 71 2 ．4 0O ．2 l z _ 2 0 0 铜粗精矿9 ．1 82 1 ．5 91 4 ．1 90 ．2 0 1 ．0 07 2 ．4 57 ．8 52 ．0 61 4 ．1 6 1 ．6 48 6 ．8 11 7 ．1 78 ．9 9 3 9 ．4 7 1 ．5 29 1 ．0 01 6 ．0 99 ．6 6 3 5 ．2 7 1 ．5 38 4 ．9 5 l O ．5 4 5 ．6 93 l - 2 2 1 ．8 38 5 ．3 21 0 ．8 84 ．9 5 3 4 ．0 5 注金品位为卧 原矿 药剂用量单位g 搅拌、浮选时间单位I I l i n 精矿尾矿 图l铜粗选浮选工艺流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fc o p p e rr o u g h i n gn o t a t i o n 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第5 期 从表2 可以看出，捕收剂Y K 一1 0 2 不但能得到 较高铜品位的粗精矿，而且铜粗精矿中铜的回收率 要明显高于其它捕收剂。所以我们选择Y K 一1 0 2 作 为铜粗选捕收剂。Y K 一1 0 2 为脂类化合物。 3 ．2 铜粗选条件试验 1 磨矿细度试验。铜粗选磨矿细度很关键， 由于需要综合回收锡石，所以磨矿细度不宜过高， 因为锡石易碎，随着磨矿细度的增加，锡石泥化趋 势就越大，这对锡石的回收利用非常不利。通过磨 矿细度条件试验，选取铜粗选合适的磨矿细度为 一7 4 m 占7 0 ％。 2 矿浆p H 值试验。本试验选取石灰作为矿 浆p H 调整剂，其价格低廉且来源广泛。在优先选 铜的时候，石灰能有效地抑制黄铁矿和毒砂，从而 达到提高铜精矿品位的目的。当矿浆p H 值为1 0 时 石灰用量为5k g ／t ，能取得较好的浮选指标。 3 捕收剂用量试验。Y K 一1 0 2 用量为1 5 矶 时浮选指标较好。 4 起泡剂用量试验。松醇油用量为1 0g ／t 时 浮选指标较好。 3 ．3 铜粗精矿再磨再选与直接浮选对比试验 通过镜下观察发现，铜粗精矿中有一部分黄铜 矿与毒砂和辉铋矿等矿物呈连生体，为了降低铜精 矿中的毒砂含量，就需要对铜精矿进行再磨使得黄 铜矿能单体解离。在固定其它浮选条件不变的情况 下，对铜粗精矿再磨与不再磨进行了对比试验，试 验流程见图2 ，试验结果见表3 。 从表3 的试验结果可以看出，铜粗精矿经过再 表3铜粗精矿再磨再选与直接浮选对比试验结果 T a b l e37 r h ec o m p a r a t i v et e s tr e s u l t so fr e g r i n d i n g a n dr e c o n c e n t r a t i o na n dn o t a t i o no fc o p p e r m u g hc o n c e n t r a t e ／％ 磨后铜品位能达到3 0 ．3 6 ％，该条件下的铜精矿品 位比铜粗精矿不再磨的铜精矿品位提高了近2 ％。 两种铜精矿的回收率相差很小。通过对两者含砷量 进行化学分析得出铜粗精矿再磨再选所得铜精矿 含砷为0 ．4 8 ％，达到了铜精矿质量标准对砷的要 求。而铜精矿不再磨直接精选后所得铜精矿含砷为 0 ．9 8 ％，该含量仍然超出铜精矿质量标准。从上述 分析可以看出，要想得到合格的铜精矿必须对铜粗 精矿进行再磨。 3 ．4 铜精选条件试验 铜精选试验流程如图2 所示，各药剂制度以图 2 所示为最佳。铜精选试验采用石灰、硝酸铵、亚 硫酸钠和双氧水的组合药剂来抑制毒砂、黄铁矿和 辉铋矿。 药剂用量单位矾 搅拌、浮选时间单位m i n 原矿 T j 灰5 0 0 0 p Hl o 磨矿细度一7 4 “m7 0 ％ 3 水Y K 一1 0 21 5 l 木松醇油1 0 铜l 粗选 3 ．5 p H1 1I 石灰3 0 0 5 冰硝酸铵6 0 0 l 亚硫酸钠1 0 0 0 寐，。离亦。人双氧水6 0 0 毒，矿 磨矿细度变量n 尾矿 粟Y K 一1 0 24 I 精选I 、L 3 l 精矿中矿4 图2 铜精选浮选工艺流程 F i g ．2 F l o w s h e e to fc o p p e rc l e a n i n gn o t a t i o n 铜精矿中存在一定数量的铜离子，铜离子能活 化毒砂 铜离子能在毒砂的表面形成硫化铜薄膜 ， 毒砂经过活化后可浮性与黄铜矿相近，这就导致黄 ∞乳∞∞4 钠剐 3 2铵酸水， 灰酸硫氧引* ∞龋∞3∞4钠3 ●铵酸水0灰酸硫氧蜘砍徽赋骢籼．．．．．．．“。．．。。．．．i ∞孔∞ ●铵酸水V灰酸硫氧封 ■t硼一一一剐●●●，●．{爪●●●●●●● 万方数据 2 0 1 2 年第5 期张雨田等某高砷金铜钴锡铋多金属矿石选矿工艺研究1 5 铜矿与毒砂难以分离。硝酸铵能与矿浆中的铜离 子作用，生产稳定的铜铵络合物，通过这种化学 反应，能够减少矿浆中的铜离子含量，进而可以减 弱铜离子对毒砂的活化。亚硫酸钠是毒砂的一种 常规抑制剂，而且亚硫酸钠对辉铋矿也有一定 的抑制作用。毒砂比较容易氧化，氧化剂可以强 烈地抑制毒砂的可浮性。双氧水是一种常用的氧 化剂[ ] 。 3 ．5 金钴铋粗选试验 由原矿工艺矿物学研究可以知道，金钴绝大部 分都被毒砂包裹，所以如果能将毒砂分选出来，则 金钴也就得到了回收利用。由于优先选铜时原矿中 添加了大量的石灰，石灰对毒砂有一定的抑制作 用。为了实现金钴的充分回收，需要添加硫酸铜进 行活化。捕收性能强的捕收剂是提高金钴回收率的 重要影响因素之一，本试验选用丁基黄药作捕收 剂，丁基黄药也是辉铋矿的常用捕收剂。 通过条件试验得出金钴铋粗选试验最佳药剂制 度为活化剂硫酸铜用量为2 0 0 加，捕收剂丁基 黄药用量为5 0 趴，起泡剂松醇油用量为2 0 趴。 通过上述的粗选作业得到的金钴铋粗精矿产率 为2 5 ．6 7 ％，其中含金为3 4 ．1 8 加，含钴为1 ．1 6 ％， 含铋为0 ．8 3 ％，金钴铋的回收率分别为7 2 ．3 0 ％、 7 7 ．6 8 ％和4 3 ．0 9 ％。 3 ．6 黄铁矿与毒砂分离试验 通过双目镜观察发现金钴铋粗精矿中含有大量 的黄铁矿，原矿工艺矿物学研究表明，黄铁矿中基 本不含金，如果能将这部分黄铁矿与毒砂进行分离， 那么精矿中金钴铋的品位将会得到很大的提高。 一般情况下，粗精矿通过空白精选或者添加适 量捕收剂进行精选能提高精矿品位，然而我们在试 验过程中发现，精矿中金钴的品位不但没有提高反 而降低了，也就是说，在没有加任何抑制剂的情况 下毒砂可浮性下降了。这可能是毒砂颗粒在浮选过 程中被氧化的缘故。因此，我们考虑通过添加氧化 剂加速毒砂的氧化，使毒砂的可浮性进一步降低， 而黄铁矿依然可以保持较好的可浮性，这样就可以 将黄铁矿与毒砂有效分离。 本试验考察了毒砂的多种组合抑制剂，分别为 硫化钠 硝酸铵 双氧水、硫化钠 硝酸铵 亚硫酸 钠 双氧水、硫化钠 单宁酸 亚硫酸钠 双氧水和 硫化钠 单宁酸 亚硫酸钠 次氯酸钠。试验结果表 明，采用硫化钠 单宁酸 亚硫酸钠 次氯酸钠的组 合抑制剂所得浮选指标较好。 硫化钠在本试验中，其作用主要是解析毒砂表 面的丁基黄药，这样有利于加强对毒砂的抑制。单 宁酸、亚硫酸钠是抑制毒砂的常规药剂，次氯酸钠 为氧化剂，它可以加速毒砂的氧化，从而使毒砂的 可泽眭降低。黄铁矿与毒砂分离试验流程如图3 所 示，试验结果见表4 。黄铁矿与毒砂分离试验最佳 药剂制度如图3 所示。 表4黄铁矿与毒砂分离试验结果 T a b l e4T e s tr e s u l t so f s e p a r a t i n ga r s o n o p y r i t e f r o m p y r i t e ／％ 注金品位为卧 黄铁矿与毒砂分离后所得金钴铋精矿与未分离 相比金钴品位有了大幅提升。所得硫精矿中硫品位 达到4 8 ．7 0 ％，硫精矿中含砷量为2 ．3 0 ％，这是由 于黄铁矿与毒砂存在部分连生体，导致硫精矿中含 砷量超标。不过该硫精矿可以折价出售，而且其中 金为计价元素。 3 ．7 锡的回收试验 由于浮选尾矿中含有大量的磁铁矿，磁铁矿密 度较大，单独采用摇床重选很难将锡石与磁铁矿分 离，所以需要采用弱磁除铁。浮选尾矿经过弱磁除 铁、摇床重选后所得试验结果见表5 ，锡石重选试 验流程如图4 所示。从表5 可以看出，铁精矿含铁 达6 7 ．9 0 ％，该品级的铁精矿可以作为副产品综合 回收率利用。 表5锡石选别试验结果 T a b l e5 E x p e r i m e n t a lr e s u h so fc a s s i t e r i t es e p a r a t i o n ／％ 3 ．8 全流程闭路试验 通过条件试验，选取各试验最佳条件，进行试 验室小型闭路试验，试验结果见表6 。通过对产品 进行分析得出，铜精矿中含砷O ．4 9 ％，可见铜精矿 万方数据 1 6 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第5 期 药剂用量单位矾原矿 搅拌、 图3 黄铁矿与毒砂分离浮选工艺流程 F i g ．3 T h es e p a r a t i o nn o w s h e e to fa r s o n o p y r i t e f r o mp y r i t eb yn o t a t i o n 除砷很成功。硫精矿含硫4 8 ．0 8 ％，含砷2 ．8 5 ％。 原矿中银品位为6 0 ．2g ，t ，具有一定的综合回收利 用价值。通过对闭路产品分析得出，铜精矿含银为 2 9 6 趴，银回收率为4 1 ．0 4 ％；金钴铋精矿中银品 位为6 3 ．6 3 趴，银回收率为2 8 ．6 9 ％；硫精矿中银 品位为5 8 ．3 趴，银回收率为1 2 ．3 2 ％。 4 结语 1 本试验确定的最终工艺流程为优先选铜、 次选金钴铋、最后摇床重选回收锡石。原矿中有用 成分众多，采用该工艺流程各种有用矿物得到了有 效综合回收利用。 2 原矿含砷高达8 ．0 8 ％，且铜砷共生关系密 切，这对铜精矿除砷非常不利。通过对铜粗精矿实 施再磨再选工艺，采用毒砂组合抑制剂成功将铜精 给矿 硫化矿浮选尾矿 锡精矿铁精矿 图4 锡石选别试验工艺流程 F i g ．4 1 1 1 e s e p a r a t i o nn o w s h e e t o fc a s s i t e r i t e 表6闭路试验结果 T a b l e6R e s u l t so fc l o s e d c i r c u i tt e s t／％ 产品 ，，．品位 回收率 名称 ’甲 c uA uc oB iS nc uA uc oB iS n 铜精矿6 ．8 12 9 ．1 93 ．9 7 O ．1 50 ．6 9O ．0 78 5 ．1 1 2 ．2 62 ．7 09 ．6 41 ．8 3 鲐自错射2 2 ．1 5O ．7 7 “．0 61 ．5 1 1 ．1 50 ．1 4 7 ．3 08 1 ．7 38 8 ．2 95 2 ．2 8 1 1 ．8 9 硫精矿l O ．3 8O ．6 86 ．2 l O ．1 50 ．7 20 ．1 2 3 ．0 25 ．4 04 ．1 l 1 5 ．3 44 ．7 8 锡精矿0 ．4 lO ．2 9O ．2 l o ．0 73 ．0 23 1 ．0 r 7 O ．0 5o ．0 lO ．0 82 ．5 44 8 ．8 5 铁精矿2 ．2 7O ．0 5O ．0 9 0 ．0 1 3o ．2 5 o ．4 3 O ．0 5o ．0 2O ．0 81 ．1 63 ．7 4 尾矿5 7 ．9 8O ．1 82 ．1 8 0 ．0 3 l0 ．1 6 O ．1 3 4 ．4 7l O ．5 84 ．7 41 9 ．0 42 8 ．9 l 原矿1 0 0 ．O 2 ．3 41 1 ．9 40 ．3 80 ．4 9O ．2 61 0 0 ．O1 0 0 ．Ol o o ．O1 0 0 ．0 1 0 0 ．O 注金含量单位为趴。 矿中的砷含量降低至0 ．4 9 ％。 3 通过黄铁矿与毒砂分离，使金钴铋精矿品 位有了大幅的提升。而且还能获得一部分硫品位达 4 8 ．0 8 ％的硫精矿。 4 对硫化矿浮选尾矿采用弱磁、摇床工艺成功 回收了锡石。另外对磁铁矿也进行了综合回收利用。 参考文献 [ 1 ] 王淀佐．矿物浮选和浮选药剂[ M ] ．长沙中南工业大学 出版社。1 9 8 6 ． [ 2 ] 李成秀，文书明，汪伦．某高砷锡石硫化铜矿粗粒浮选 工艺研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 5 3 9 1 2 ． [ 3 ] 高起鹏．铋锌铁多金属矿石的选矿试验研究[ J ] ．金属矿 山，2 0 0 3 1 0 3 l 一3 3 ，6 8 ． [ 4 ] 于雪，黄心廷，杨长颖，等．铜精矿降砷及提高选矿指 标的试验研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 2 6 1 5 1 8 ． [ 5 ] 罗小华．含砷铜矿物的除砷研究[ J ] ．金属矿山，2 0 0 0 7 5 6 5 7 ． 万方数据