某氧化铜矿联合选矿工艺研究.pdf

2 0 1 8 年第3 期有色金属 选矿部分 。1 1 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 8 ．0 3 ．0 0 3 某氧化铜矿联合选矿工艺研究 徐其红1 ，2 1 ．厦门紫金矿冶技术有限公司，福建厦门3 6 1 1 0 1 ； 2 ．低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室，福建上杭3 6 4 2 0 0 摘要某氧化铜铜品位为5 ．5 5 ％，氧化率高达9 9 ．3 7 ％，含泥量大，氧化铜矿物种类多，矿石性质复杂。为了较 好的回收该氧化铜矿，首先浮选脱除矿泥及滑石后，采用常规的硫化浮选法回收铜；所脱除矿泥及滑石采用重选回收 部分铜；浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选的氧化铜。该脱泥重选一浮选一磁选联合工艺获得总铜精矿铜品 位为1 9 ．8 6 ％，回收率为7 6 ．9 4 ％，取得了较好的选矿技术指标。 关键词氧化铜；脱泥重选；浮选；磁选；联合选矿工艺 中图分类号T D 9 5 2 ．1 ；T D 9 2 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 8 0 3 - 0 0 1 1 - 0 6 S t u d yo nC o m b i n e dB e n e f i c i a t i o nP r o c e s so fa nO x i d i z e dC o p p e rO r e X UQ i h o n g ’，2 J ．X i a m e nZ i f i nM i n i n ga n dM e t a l l u r g yT e c h n o l o g yC o ．，L t d ．，X i a m e nF u j i a n3 6 11 0 1 ，C h i n a ； 2 ．S t a t eK e yL a b o r a t o r yC o m p r e h e n s i v eU t i l i z a t i o no fL o w - g r a d eR e f r a c t o r yG o l dO r e s ， S h a n g h a n gF u j i a n3 6 4 2 0 0 ，C h i n a A b s t r a c t T h e r ei s5 ．5 5 ％C ui nac o p p e ro x i d eo r e ，t h eo x i d a t i o nr a t eo f9 9 ．3 7 ％w h i c hi sh i g h ．T h e r ea r e m a n Yk i n d so fc o p p e ro x i d em i n e r a l si nt h eo r e ．M i n e r a lc o m p o s i t i o ni sc o m p l e xw i t hl a r g e rq u a n t i t y o fm u d ．I n o r d e rt or e c o v e rt h eO X i d i z e dc o p p e rm i n e r a l sb e t t e r ，a f t e rf l o t a t i o nw a su s e dt or e m o v et h em u da n dt a l c ，t h ec o p p e r o x i d eo r ei sr e c o v e r e db yt h ec o n v e n t i o n a ls u l f i d ef l o t a t i o np r o c e s s ．S o m ec o p p e rw a sr e c o v e r e db yg r a v i t y c o n c e n t r a t i o nf r o mt h em u da n dt a l c ．P a r t i a l l yw e a k l ym a g n e t i cc o p p e ro x i d ew a sr e c o v e r e db ym a g n e t i cs e p a r a t i o n f r o mt h ef l o t a t i o nt a i l i n g s ．At o t a lc o p p e ro x i d ec o n c e n t r a t ew i t hc o p p e rg r a d eo f1 9 ．8 6 ％，r e c o v e r yo f7 6 。9 4 ％w a s o b t a i n e db yt h ec o m b i n e db e n e f i c i a t i o np r o c e s so fd e s l i m i n ga n dg r a v i t y s e p a r a t i o n f l o t a t i o n m a g n e t i cs e p a r a t i o n ． B e t t e rb e n e f i c i a t i o nt e c h n i c a li n d e xh a v eb e e no b t a i n e d ． K e yw o r d s c o p p e ro x i d eo r e d e s l i m i n ga n dg r a v i t ys e p a r a t i o n ；f l o t a t i o n ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n ；c o m b i n e d b e n e f i c i a t i o np r o c e s s 铜在国家经济建设、社会发展和人民生活中起 着重要作用。铜的主要来源为硫化铜矿，但随着经 济社会发展对铜的大量消耗，工业上较易处理的硫 化铜矿储量正急剧减少，氧化铜矿逐渐成为开发利 用的重要对象。氧化铜矿的处理因其组分的差异， 出现了各种不同形式的方法，工业上氧化铜矿的处 理主要采用浮选法。氧化铜矿石种类多，具有氧化 率和结合率高、矿物粒度细且嵌布不均匀、亲水性 强、含泥量高等特点，同时伴生有用组分多，因此，在 一定程度上增大了氧化铜矿浮选的难度。- 。 国内外有关科技工作者对氧化铜矿选别进行了 大量的研究，使氧化铜矿处理技术取得了一定发展。 但是许多成果因技术或经济上的原因未能投入工业 生产。因此，多种选别工艺联合使用是提高难选氧 化铜矿石利用效率的重要手段。特别是处理含泥量 高、氧化率高的氧化铜矿选矿工艺的研究，对于降低 氧化铜矿石的选矿成本，提高选别指标，具有十分重 要的意义H ⋯。 1 矿石性质 某氧化铜矿试样主要组分分析结果见表l ，铜 物相分析见表2 。 收稿日期2 0 1 7 - 0 5 3 1修回日期2 0 1 8 - 0 4 一1 1 作者简介徐其红 1 9 8 5 一 ，女，江西南昌人，硕士，工程师，主要从事矿物加工利用研究工作。 万方数据 1 2 有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第3 期 表1 矿石主要组分分析结果 T a b l e1 M a i n c o m p o s i t i o na n a l y s i sr e s u l t so ft h eo r e 组分 C uc oF eS M g O C a O S i 0 2 含量／％5 ．5 5 0 ．0 42 ．2 20 ．0 3 87 ．3 20 ．1 06 0 ．4 6 组分A 1 2 0 3 C K 2 0T i 0 2P 2 0 5 M n O 含量／％9 ．1 8 0 ．4 92 ．1 4 0 ，5 50 ．3 60 ．8 6 物相名称自由氧化铜结合氧化铜硫化铜总铜 从表l 和表2 可知，矿石中主要有价元素为铜， 含量为5 ．5 5 ％。该氧化铜氧化率高达9 9 ．3 7 ％。矿 石中主要铜矿物有孔雀石、硅孔雀石、假孑L 雀石、含 铜钴混合物等，含量分别占5 ．1 8 ％、3 ．9 0 ％、 1 ．4 1 ％、2 ．1 8 ％。以上铜矿物中部分载铜矿物为弱 磁性。脉石矿物主要为石英、镁铝硅酸盐、绢云母、 钾长石、滑石、绿泥石、褐铁矿等。 在一2m m 原矿中，矿泥含量较大，一7 4 斗m 含 量已经达到了3 8 ．6 5 ％，一1 8l a , m 含量达2 5 ．1 1 ％。 孔雀石是该铜氧化矿中的主要铜矿物，嵌布关系简 单，颗粒粗大， 7 4 斗m 含量已达6 8 ．4 5 ％。硅孑L 雀 石少量单体解离，未解离者与硅酸盐矿物等脉石矿 物复杂嵌布。假孔雀石除部分单体解离外，粗大，未 解离的假孑L 雀石内部常见包裹细小脉石矿物。 自由氧化铜包括孑L 雀石、硅孔雀石、假孑L 雀石 等；结合氧化铜包括褐铁矿中铜、锰矿物中铜及硅酸 盐矿物包裹的细小铜矿物。 2 选矿试验研究 通过对该氧化铜矿的矿石性质研究及探索试验 研究结果表明，该氧化铜矿酸浸浸出率较高，达 9 0 ％以上，但该矿含碱性脉石较多，酸耗较大，为 1 9 0k g ／t ，且当地酸的价格较贵，需国外进口，因此 不宜采用酸浸工艺。该矿含有可浮性较好的脉石 矿物滑石，且存在较多矿泥，因此试验首先采用松 醇油脱除泥及滑石后，氧化铜矿采用常规的硫化 浮选法回收。因为氧化铜比重较大，为提高回收 率，所脱除矿泥及滑石采用重选回收部分铜。由 于该铜矿含一部分载铜矿物为弱磁性，而主要脉 石矿物石英、镁铝硅酸盐、绢云母等为非磁性矿 物，因此浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选 的氧化铜。 2 ．1 原矿浮选试验 2 ．1 ．1 脱泥浮选试验 该氧化铜矿含大量矿泥，矿泥通常指粒度为 一1 8 m 的细粒物质。矿泥会导致浮选速度变慢， 选择性变坏，药剂耗量大，回收率降低，浮选指标 下降。因此，必须采取一些措施消除和防止矿泥 对浮选的影响HJ 。且该矿含有易浮的滑石，因此 试验采用松醇油脱除泥及滑石。对脱除泥及滑石 前后进行了对比试验研究，试验流程见图l ，试验 结果见表3 一 } 单位g ／t } 选时f H j 单位n 图1 脱泥浮选试验流程图 F i g ．1 F l o w s h e e to fd e s l i m i n gf l o t a t i o nt e s t 表3脱泥与不脱泥对比试验结果 T a b l e3 C o m p a r i s o n t e s tr e s u l t so f d e s l i m i n ga n d n o nd e s l i m i n g ，％ 表3 表明，由于该氧化铜矿含泥大且含滑石，直 接浮选获得的铜粗精矿品位及回收率较低，铜品位 为1 5 ．5 2 ％，回收率为2 8 ．9 6 ％。脱除泥和滑石后， 铜粗精矿指标得到了明显改善，铜粗精矿品位为 2 7 ．1 2 ％，回收率为3 7 ．6 1 ％。因此试验首先使用松 醇油脱除部分矿泥及滑石是十分必要的，但该泥中 铜损失较大，损失率8 ．0 6 ％。 万方数据 2 0 1 8 年第3 期徐其红某氧化铜矿联合选矿工艺研究 。1 3 2 ．1 ．2 分散剂的选择及用量试验 该矿矿泥较多，因此试验对矿泥分散剂硅酸钠、 氟硅酸钠、焦磷酸钠、六偏磷酸钠等多种分散剂进行 了筛选试验，试验表明六偏磷酸钠对该氧化铜矿分 散效果最佳，对其用量进行了试验，试验流程见 图1 ，试验结果见表4 。 表4六偏磷酸钠用量试验结果 T a b l e4T e s tr e s u l t so fs i xs o d i u mh e x a m e t a p h o s p h a t ed o s a g e ／％ 表4 表明，六偏磷酸钠能有效改善氧化铜的浮 选，随着用量的增加铜粗精矿的品位、回收率逐渐增 加，当用量为3 0 0 ∥t 时，铜粗精矿品位为2 7 ．1 2 ％， 回收率为3 7 ．6 1 ％，继续增加六偏磷酸钠，对铜有抑 制作用，铜粗精矿回收率降低。 2 ．1 ．3 硫化钠用量试验 氧化铜矿物表面为离子键，在溶液中通过静电 吸引使矿物表面水分子极化形成定向排列的水化 膜，氧化铜矿物表面呈亲水状态，捕收剂很难冲破这 层水化膜与矿物表面作用。目前氧化铜矿最常用的 浮选方法为“硫化浮选”法，添加硫化钠后，氧化铜 矿物表面吸附S 卜或H S 一，使水偶极子向外层扩散 或消失，水化膜遭到破坏，通过硫化作用形成的C u S 膜，有利于捕收剂作用后浮选引，但同时，过量的 硫化钠会对氧化铜浮选产生抑制作用。因此硫化 钠用量在氧化铜矿硫化浮选显得十分重要。对硫 化钠用量进行了试验，试验流程见图1 ，试验结果 见表5 。 由表5 结果可知，当硫化钠用量为25 0 0g ／t 时，该氧化铜硫化效果最佳，此时，粗精矿品位为 2 8 ．1 1 ％，回收率为3 9 ．2 1 ％。 表5硫化钠用量试验结果 T a b l e5T e s tr e s u l t so fs o d i u ms u l f i d ed o s a g e ，钦 2 ．1 ．4 捕收剂用量试验 进行了捕收剂种类试验，主要有丁基黄药、戊基 黄药、Y 8 9 以及以上捕收剂与丁基铵黑药组合作用 试验，试验表明，戊基黄药 丁基铵黑药组合捕收效 果最佳，对其用量进行试验，其流程见图l ，其中硫 化钠用量为25 0 0g ／t ，试验结果见表6 。 表6捕收剂用量试验结果 T a b l e6T e s tr e s u l t so fc o l l e c t o rd o s a g e／％ 表6 结果表明，随着捕收剂用量的增加，铜粗精 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第3 期 矿品位逐渐降低，回收率逐渐增加，综合考虑，选择 戊基黄药 丁基铵黑药用量为1 6 0 4 0g ／t 时为最 佳用量，此时铜品位、回收率分别为2 8 ．11 ％、 3 9 ．2 1 ％。 2 ．1 ．5 浮选闭路试验 在以上条件试验的基础上进行了闭路流程试 验，采用分段硫化加药的方式防止或减轻硫化钠过 l { | 叫题，川路流氍址㈥2 ．试验纶果虬太7 图2 浮选闭路流程图 F i g ．2 F l o w s h e e to fc l o s e d c i r c u i tf l o t a t 表7闭路流程试验结果 T a b l e7T e s tr e s u l to fc l o s e d ．c i r c u i tf l o t a t i o n ／％ 脱泥闭路浮选试验结果表明，脱泥后，闭路试验 可获得铜精矿1 品位、回收率分别为2 2 ．8 0 ％、 5 4 ．9 8 ％，铜精矿2 品位、回收率分别为2 0 ．5 l ％、 1 0 ．0 1 ％，铜精矿3 品位、回收率分别为1 6 ．9 1 ％、 3 ．3 4 ％，获得混合铜精矿品位为2 2 ．0 7 ％，回收率 为6 8 ．3 3 ％。 2 ．2 脱泥重选试验 由脱泥试验结果可知，该脱出矿泥中铜品位为 5 ．5 6 ％，损失率为8 ．0 6 ％，铜损失较高，为提高铜回 收率，对该部分泥进行了螺旋溜槽 摇床重选回收 部分铜，试验结果见表8 。 万方数据 2 0 1 8 年第3 期 徐其红某氧化铜矿联合选矿工艺研究 1 5 表8 结果表明，螺旋溜槽 摇床重选可回收部分铜精矿，铜精矿品位为1 8 ．2 3 ％，回收率为2 ．5 2 ％。 表8 T a b l e8 脱泥重选试验结果 T e s tr e s u l t so fd e s l i m i n ga n dg r a v i t ys e p a r a t i o n ，％ 2 ．3 浮选尾矿磁选试验 由浮选闭路试验结果可知，该氧化铜矿浮选闭 路试验铜回收率较低，为6 8 ．3 3 ％。由于浮选尾矿 含一部分载铜矿物为弱磁性，而主要脉石矿物石英、 表9 T a b l e9 镁铝硅酸盐、绢云母等为非磁性矿物。为了提高回 收率，试验采用高梯度湿式强磁选机，磁场强度为 1 ．5 5T 对其闭路浮选尾矿进行了磁选，试验结果见 表9 。 浮选尾矿磁选试验结果 M a g n e t i cs e p a r a t i o nt e s tr e s u l to ff l o t a t i o nt a i l i n g s ／％ 浮选闭路尾矿磁选后，可获得品位为9 。6 0 ％， 作业回收率为2 5 ．7 3 ％磁选铜精矿，对原矿回收率 为6 ．0 9 ％。 2 ．4 全流程选矿试验 为回收该氧化铜矿中的铜，试验采用脱泥重 表l O T a b l e1 0 选一浮选一磁选联合选矿工艺回收该氧化铜矿， 该联合选矿工艺全流程见图3 ，试验结果见 表l O 。 表1 0 表明，该工艺获得总铜精矿品位为 1 9 ．8 6 ％，回收率为7 6 ．9 4 ％。 全流程技术指标 T e s tr e s u l t so ft h ew h o l ep r o c e s s ，钦 3 结论 耄篡萎翌裟慧鬻磊嚣害 1 某氧化铜矿铜品位为5 ．5 5 ％，主要铜矿物有该矿氧化率高，为9 9 ．3 7 ％。矿泥含量大，在一2m m 孑L 雀石、硅孑L 雀石、假孔雀石、含铜钴混合物等，含一 原矿中，一1 8 m 含量达2 5 ．11 ％。 万方数据 1 6 有色金属 选矿部分2 0 1 8 年第3 期 原矿 浮选精矿3 图3 联合选矿工艺流程图 F i g ．3 F l o w s h e e to fc o m b i n e db e n e f i c i a t i o np r o c e s s 2 结合矿石性质，试验采用脱泥重选一浮选一 磁选联合工艺回收该氧化铜矿，该工艺脱泥重选获得 铜精矿品位为1 8 ．2 3 ％，回收率为2 ．5 2 ％；浮选获得 总铜精矿品位为2 2 ．0 7 ％，回收率为6 8 ．3 3 ％；磁选获 得铜精矿品位为9 ．6 0 ％，回收率为6 ．0 9 ％。该工艺 获得总铜精矿品位为1 9 ．8 6 ％，回收率为7 6 ．9 4 ％。 参考文献 [ 1 ] 刘殿文，张文彬．氧化铜矿浮选技术[ M ] ．北京冶金工 业出版社，2 0 0 9 7 - 1 0 ． [ 2 ] 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，2 0 1 4 2 2 2 - 2 4 ． [ 3 ] 印万忠，吴 凯．难选氧化铜矿选冶技术现状与展望 [ J ] ．有色金属工程，2 0 1 3 6 6 6 - 7 0 ． [ 4 ] 胡为柏．浮选[ M ] ．北京冶金工业出版社，1 9 8 9 2 4 1 - 2 4 3 ． [ 5 ] 冉金城，刘全军，张治国，等．塔吉克氧化铜锡矿的选矿 实验[ J ] ．过程工程学报，2 0 1 4 6 9 2 3 - 9 2 9 ． [ 6 ] 李成秀，王昌良，饶系英，等．四川某氧化铜矿石选矿试 验研究[ J ] ．金属矿山，2 0 1 0 1 2 7 2 - 7 5 ． 万方数据