提高难选氧化铜矿选矿回收率试验研究.pdf

2 0 1 9 年第5 期有色金属 选矿部分 4 5 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n l 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 9 ．0 5 ．0 0 9 提高难选氧化铜矿选矿回收率试验研究 孙忠梅，龙翼，张兴勋，徐其红 1 ．紫金矿业集团股份有限公司，福建上杭3 6 4 2 0 0 ； 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 要某难选氧化铜矿含铜4 ．7 0 ％．氧化率达到8 4 ．8 9 ％。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试 验浮选药剂制度与工艺的优化，氧化铜精矿品位从2 2 ．6 9 ％变为2 2 ．6 6 ％，铜回收率从6 3 ．7 8 ％提高至6 8 ．8 1 ％。铜矿回收率 得到了较大提高。针对现有生产流程进一步进行了药剂制度及工艺流程的优化，优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况 下，铜总回收率从7 6 ．1 7 ％提高到了8 1 ．5 7 ％。 关键词难选氧化铜矿；矿泥i 药剂优化i 流程优化 中图分类号T D 9 5 2文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 9 0 5 0 0 4 5 0 5 S t u d yo nI m p r o v i n gR e c o v e r yR a t eo fR e f r a c t o r yC o p p e rO x i d eO r e s S U NZ h o n g m e i ，L O N GY i ，Z H A N GX i n g x u n ，X UQ i h o n g 1 ．Z i j i nM i n i n gG r o u pC o ．，L T D ．，S h a n g h a n gF u j i a n3 6 4 2 0 0 ，C h i n a ； 2 ．S t a t eK e yL a b o r a t o r yo fC o m p r e h e n s i v eU t i l i z a t i o no fL o wG r a d eR e f r a c t o r y G 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 eg r a d eo fc o p p e ri nar e f r a c t o r yc o p p e ro x i d eo r ei s4 ．7 0 ％，t h eo x i d a t i o nr a t ei s 8 4 ．8 9 ％．C o p p e rm i n e r a l sa r em a i n l ym a l a c h i t ea n dc h a l c o c i t e ，c h r y s o e o l l a ．T h r o u g ho p t i m i z a t i o no f f l o t a t i o nr e a g e n ts y s t e ma n dp r o c e s sb yl a b o r a t o r yt e s t s ，t h eg r a d eo fc o p p e ro x i d ec o n c e n t r a t eh a sc h a n g e d f r o m2 2 ．6 9 ％t O2 2 ．6 6 ％，a n dt h er e c o v e r yh a si n c r e a s e df r o m6 3 ．7 8 ％t O6 8 ．8 1 ％．T h er e c o v e r yr a t eo f c o p p e ro r eh a sb e e ng r e a t l yi m p r o v e d ．A f t e rt h er e a g e n ts y s t e ma n dp r o c e s sf l o wh a sb e e nf u r t h e ro p t i m i z e d i nv i e wo ft h ee x i s t i n gp r o d u c t i o np r o c e s s ．T h er e c o v e r yr a t ei n c r e a s e df r o m7 6 ．1 6 ％t o8 1 ．5 7 ％w h e nt h e t o t a lf l o t a t i o nc o n c e n t r a t eg r a d ew a sn o tv e r yd i f f e r e n t ． K e yw o r d s r e f r a c t o r yc o p p e ro x i d eo r e ；s l i m e ；r e a g e n to p t i m i z a t i o n ；p r o c e s so p t i m i z a t i o n 随着国民经济的不断发展，铜矿资源的不断开发 利用，易处理的铜矿资源不断开发利用，特别是易处 理的硫化铜矿的不断减少，氧化铜矿逐渐成为开发利 用的重要对象。氧化铜矿的开发利用难度较大，一直 存在回收利用率低的问题。工业上氧化铜矿的处理 主要采用直接浮选法、硫化法、螯合剂一中性油浮选 法、氨类浮选法等。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 泥量高的特点，同时伴生有用组分多[ 1 ‘4 ] 。因此，在一 定程度上增大了氧化铜矿浮选的难度。合适的药剂 制度及工艺流程显得十分必要，这对于提高氧化铜矿 的回收，降低处理成本，具有十分重要的意义。 经过大量的实验室及现场技术研究，对工艺流 程进行了调整，并提出了多项技术改造，现已经形成 稳定的生产工艺流程并达到了较理想的选矿技术指 标，选矿回收率已经超过8 0 ％。其中硫化铜作业铜 回收率8 7 ．5 6 ％，氧化铜作业铜回收率达到 8 0 ．5 6 ％，累计总回收率达8 1 ．5 7 ％。 1 矿石性质 试验样品氧化铜矿的矿石氧化率高，为 8 4 ．8 9 ％。铜矿物以孔雀石、辉铜矿、硅孔雀石和假 孔雀石为主，其次为含铜钻的混合物。脉石矿物以 石英、镁铝硅酸盐为主，绢云母、滑石、钾长石次之。 矿石化学多元素分析结果见表1 ，铜物相分析结果见 表2 。 收稿日期2 0 1 9 - 0 7 - 0 2修回日期2 0 1 9 - 0 8 0 3 作者简介孙忠梅 1 9 7 6 一 ，女，黑龙江呼兰人，高级工程师，主要从事有色金属选冶技术研究工作。 万方数据 4 6 有色金属 选矿部分2 0 1 9 年第5 期 表2铜物相分析结果 T a b l e2 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s e ／％ 由表1 和表2 可知，该矿有价金属为铜，钴可作 为综合回收元素。铜矿物的物相分析结果表明，该 矿以氧化铜为主，硫化铜占1 5 ．1 1 ％，自由氧化铜 占8 0 ．2 1 ％。 2 原工艺流程及结果 原工艺流程硫化铜粗选获得粗精矿再磨四次精 选后，获得硫化铜精矿品位为6 0 ．7 9 ％，回收率为 1 2 ．3 8 。氧化铜粗选获得粗精矿进行一次精选后获 得品位为3 2 ．7 9 ％，回收率为3 5 ．8 2 ％的氧化铜铜精 矿1 。氧化铜二次扫选中矿、硫化铜精选1 中矿与氧 化铜粗精矿精选中矿合并后二次粗选两次精矿获得 氧化铜精矿2 品位为1 6 ．2 7 ％，回收率为2 7 ．9 6 ％。 原工艺获得混合精矿品位为2 5 ．2 6 ％，回收率为 7 6 ．1 6 ％。原工艺流程见图1 。 3 氧化段优化条件试验及结果 3 ．1 分散剂种类及用量 矿石氧化率高，含泥量大，为使矿浆中矿粒处于 分散状态，加人分散剂是有效的办法之一。分散剂 是使脉石矿粒表面的负电性增强，增大矿粒之间的 排斥力，并使脉石矿粒表面呈现强的亲水性，防止脉 石矿粒聚结包裹目的矿物。分散剂一般分为无机分 散剂和有机分散剂两大类。常用的无机分散剂硅酸 盐类主要有水玻璃、偏硅酸钠、二硅酸钠；碱金属磷 酸盐类主要有三聚磷酸钠、磷酸四钠、六偏磷酸钠和 焦磷酸钠等[ 5 。] 。实验室分散剂的选择经过筛选后， 以六偏磷酸钠、氟硅酸钠和焦磷酸钠三种分散剂进 行了用量试验。 氧化铜精矿2 图1 原工艺流程 F i g ．1 T h eo r i g i n a lf l o w s h e e t 万方数据 2 0 1 9 年第5 期孙忠梅等提高难选氧化铜矿选矿回收率试验研究 4 7 试验氧化铜作业采用一次优先浮选流程，浮选 时间2r a i n ，磨矿细度均为一7 4 肚m 占6 0 ％，粗选硫氢 化钠16 0 0g ／t 、戊基黄药1 5 0g ／t 、丁基铵黑药2 0g ／t 、松 分散剂用量／ g t 。 醇油2 0g ／t ，优先浮选氧化铜，铜品位及回收率随着 不同分散剂种类及用量的试验结果见图2 。 分散剂用量／ g t 。1 图2 分散剂种类及用量试验 F i g ．2 T e s tr e s u l t so fd i s p e r s a n tt y p ea n dd o s a g e 由图2 可以看出，六偏磷酸钠的效果优于焦磷酸 钠，但不及氟硅酸钠的效果好。采用氟硅酸钠时，优 先浮铜精矿品位可达2 7 ．9 2 ％，回收率达到4 0 ．2 l ％。 而采用焦磷酸钠时回收率仅有2 9 ．0 3 ％，且由于分散 效果不好，矿泥上浮严重，品位仅有2 0 ．8 3 ％。六偏 磷酸钠较优于焦磷酸钠，可获得品位2 3 ．5 2 ％、回收 率3 2 ．8 0 ％的氧化铜精矿。 3 ．2 硫氢化钠用量 氧化铜的回收方法有很多种，浮选法回收氧化 铜矿的常用方法是硫化法，就是先用硫化钠或硫氢 化钠将氧化铜矿物表面硫化后，用长碳链的黄药类 捕收剂进行浮选，也是已在实际生产中得到证实的 有较好回收效果的方法。硫化浮选孔雀石时，矿物 表面发生了交换反应，其化学反应式为 C u C 0 3 C u O H 2 2 N a 2 S 2 C u S 2 N a O H N a 2 C 0 3 。 1 作用机理为硫化剂在水溶液中生成H 。S ，并分 两步解离，如果采用硫氢化钠，则在水中直接进行第 二个反应。 H 2 S ．- 一- H H S K l 一1 0 7 2 H S 一≠H S 卜 K 2 2 1 0 1 5 3 有研究发现H S 一的浓度有一个临界值，低于临 界值，起活化作用，黄药类捕收剂会与之作用达到浮 选的效果，矿物上浮；高于临界值，起抑制作用，黄药 类捕收剂无法吸附于矿物表面[ 8 3 。 氧化铜作业优先浮选硫氢化钠用量试验条件为 磨矿细度一7 4 舯占6 0 ％，粗选戊基黄药1 5 0g ／t ，丁基 铵黑药2 0g ／t ，松醇油2 0g ／t 。试验结果见图3 。 硫氢化钠用量／ g t 。 图3 硫氢化钠用量试验结果 F i g ．3 R e s u l t so fs o d i u mh y d r o s u l f i d ed o s a g e 由图3 可知，当粗选硫氢化钠用量为15 0 0g ／t 时，可得到铜品位2 9 ．6 3 ％、铜回收率4 1 ．4 7 ％的铜 精矿，试验指标最佳，硫化钠过多过少都不利氧化铜 矿的浮选。 3 ．3 捕收剂用量 探索试验表明戊基黄药对氧化铜矿硫化后有较好 的捕收性能。氧化作业优先浮选戊基黄药用量试验条 件磨矿细度- - 7 4 肚m 占6 0 ％，硫氢化钠15 0 0g ／t ，丁基 铵黑药2 0g ／t ，松醇油2 0g ／t 。优先浮选的精矿品位 及回收率随戊基黄药用量的变化见图4 。 万方数据 4 8 有色金属 选矿部分2 0 1 9 年第5 期 戊基黄药用量， g t ’1 图4 捕收剂用量试验结果 F i g ．4 T h er e s u l t so fc o l l e c t o rd o s a g e 由图4 可知随着捕收剂用量的增加，铜回收率 逐渐增加，但品位在用量大于1 5 0g ／t 后开始下降； 当戊基黄药与丁基铵黑药用量达1 5 0g ／t 、2 0g ／t 时， 粗精矿铜品位为3 0 ．1 8 ％、铜回收率为4 1 ．3 0 ％，浮 选指标最佳。 3 ．4 浮选动力学试验 氧化铜矿硫化浮选，当硫化钠作用于氧化铜矿 表面后，生了硫化铜薄膜，此时黄药与其作用，但是 这层薄膜容易脱落，所以浮选要求要分段加药，保证 硫氢根离子的浓度，才能使得氧化铜得到较好的回 收。试验每浮选两分钟后加药一次，共进行了7 次 加药浮选，试验结果见表3 ，氧化铜作业累计品位及 回收率结果见图5 。 表3浮选动力学结果 T a b l e3T h er e s u l t so ff l o t a t i o nd y n a m i c s ／％ 由图5 可知随着浮选时间的延长，氧化铜精矿 回收率明显增加，后期增加幅度慢。品位累计呈下 降趋势。在第一个浮选时间2m i n 时，可得到品位 2 7 ．8 3 ％、回收率3 9 ．3 8 ％的氧化铜精矿。 3 ．5 浮选闭路优化试验 氧化铜矿硫化浮选过程中，硫化钠与氧化铜作 用生成的硫化铜薄膜不稳定，在与黄药作用后上浮 的过程中容易掉槽。为了减小药剂作用好的氧化铜 矿损失在尾矿中，减少精选作业，能出早出，因此增加 了氧化铜优先浮选作业。优化闭路试验流程见图6 ， 试验结果见表4 。 蒉 蒌 螓 浮选累积时间／m i n 图5氧化铜作业动力学试验累积结果 F i g ．5 T h ea c c u m u l a t e dr e s u l t so fo x i d e c o p p e rf l o t a t i o nd y n a m i c s 表4优化工艺技术指标 T a b l e4T h et e c h n i c a li n d e xr e s u l t so f o p t i m a lf l o w s h e e t 由表1 和表3 的试验结果可知，硫化铜作业段回 收率基本一致，均可获得品位6 0 ％的硫化铜精矿。氧 化段浮选作业，增加了一段铜优先浮选，将硫化钠易 作用的部分氧化铜浮出，获得了4 0 ％的氧化铜精矿1 产品，再经过两次粗选一次精选，获得了品位 2 1 ．2 8 ％、回收率1 7 ．5 0 ％的氧化铜精矿2 产品。将氧 化铜精选的尾矿与选硫化铜精选的尾矿以及氧化铜 扫选的泡沫合并后，采用两次粗选一次精选，得到品 位为1 4 ．7 5 ％、回收率1 1 ．o ％的氧化铜精矿3 产品。 3 ．6 工艺对比分析 工艺流程优化前后，技术指标对比见表5 。 工艺流程优化后，在总浮选精矿品位相差不大 的情况下，总回收率从7 6 ．1 6 ％提高到了8 1 ．5 7 ％。 其中氧化铜精矿部分工艺流程优化后，品位从 2 2 ．6 9 ％变为2 2 ．6 6 ％，回收率从6 3 ．7 8 ％增加 至6 8 ．6 1 ％。 万方数据 2 0 1 9 年第5 期孙忠梅等提高难选氧化铜矿选矿回收率试验研究 4 9 } 撇 - 4 5 肛m 占8 1 ．2 ％0 4 硫化铜优选 ～l‘ 硫化铜I 精选II 。氧化铜粗选I ，、 一 3 氧化铜精矿1 2 硫化铜精选Ⅱ 氧化铜粗选Ⅱ J 、2 2 _ ， ，、 氧化铜精选1 氧化铜扫选I 硫化铜精选Ⅲ 2 化铜I 扫选Ⅱ 硫化铜I 精选Ⅳl ● 氧化铜精矿2 2 2 L l ‘ 1 ， 氧化铜粗选m 尾矿 硫化铜精矿 【3 氧化铜I 粗选Ⅳ ≥膝尸] 飘化俐l 租蕊U ． 2 I 氧化铜精矿3 图6 优化工艺流程 F i g ．6 T h ef l o w s h e e to fo p t i m i z a t i o n 表5技术指标对比 T a b l e5T h ec o m p a r i s o no ft e c h n i c a li n d e x e s ／％ 产品名称 产率现孟蓍差标铜回收率产率原嘉萎差标铜回收率 硫化铜精矿 1 ．0 16 0 ．2 3 1 2 ．9 60 ．9 66 0 ．7 9 1 2 ．3 8 氧化铜精矿1 6 ．8 52 7 ．4 84 0 ．1 15 ．1 53 2 ．7 93 5 ．8 2 氧化铜精矿2 3 ．8 62 1 ．2 81 7 ．5 08 ．1 01 6 ．2 72 7 ．9 6 氧化铜精矿3 3 ．5 01 4 ．7 51 1 ．0 0一一一 尾矿 8 4 ．7 81 ．0 21 8 ．4 38 5 ．7 91 ．3 12 3 ．8 4 原矿 1 0 0 ．04 ．6 91 0 0 ．01 0 0 ．04 ．7 11 0 0 ．0 浮选精矿合计 i 5 ．1 2 2 5 ．i 38 1 ．5 71 4 ．2 12 5 ．2 67 6 ．1 6 4结论 1 难选氧化铜矿氧化率达到8 4 ．8 9 ％，原矿石铜 品位为4 ．7 ％，铜矿物以孑L 雀石、辉铜矿、硅孔雀石和 假孔雀石为主，含泥量大。 2 浮选分散剂的选择与使用是关键因素，硫化 钠及捕收剂用量的控制是硫化效果好坏的重要 因素。 3 药剂调整及工艺优化后，采用快浮快出工艺， 尽量避免了精选时作用好的氧化铜泡沫脱落。与原 工艺相比，在保证最终铜精矿差异不大的情况下，铜 总回收率从7 6 ．1 6 ％提高到了8 1 ．5 7 ％。 参考文献 [ 1 ] 赵涌泉．氧化铜矿的处理[ M ] ．北京冶金工业出版社， i 9 8 Z Z Z 4 ． [ 2 ] 费九光，王庆久，陈率歧，等．铜录山氧化铜矿相关浮选 药剂及浮选工艺的研究[ J ] ．有色矿冶，1 9 9 9 5 1 3 1 5 ． [ 3 ] 王双才，李元坤，史光大，等．氧化铜矿的处理工艺及其研 究进展[ J ] ．矿产综合利用，2 0 0 6 2 3 7 3 9 ． [ 4 ] 陈家栋．现代氧化铜矿浮选中的应用[ J ] ．云南冶金， 2 0 0 7 1 0 1 7 2 0 ． [ 5 ] 高起鹏．氧化铜矿硫化浮选几个问题E J ] ．有色矿冶， 2 0 0 3 4 2 2 2 4 ． [ 6 ] 李荣改，宋翔字，乔江晖，等．含泥难选氧化铜矿石选矿工 艺研究E J ] ．矿冶工程，2 0 0 8 ，2 8 1 4 6 5 0 ． [ 7 ] 刘殿文，方建军，尚旭，等．微细粒氧化铜矿物难选原因探 讨[ J ] ．中国矿业，2 0 0 9 ，1 8 3 8 0 8 2 ． [ 8 ] 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 ． 万方数据