高银砷铜粗精矿提质降杂浮选试验研究.pdf
高银砷铜粗精矿提质降杂浮选试验研究 ① 王成行1,2,3, 时 晗1,2,3,4, 胡 真1,2,3, 邱显扬1,2,3 (1.广东省科学院资源综合利用研究所,广东 广州 510650; 2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东 广州 510650; 3.广东省矿产资源开发 和综合利用重点实验室,广东 广州 510650; 4.中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410083) 摘 要 以云南某高银高砷铜粗精矿为研究对象,研究了磨矿细度、脱药剂、抑制剂、捕收剂等对铜砷分离的影响。 采用有机抑制剂 与无机抑制剂组合抑制毒砂,选择性捕收剂强化回收银矿物,进行了提质降杂浮选研究。 在给矿铜、砷、银品位分别为 1.71%、 7.54%和 41.46 g/ t 条件下,可以获得铜精矿中铜品位和回收率分别为 19.16%和 80.31%、银品位和回收率分别为 268.22 g/ t 和 46.37%、砷含量 0.81%的指标。 关键词 铜精矿; 浮选; 含银矿物; 毒砂; 黄铜矿; 抑制剂 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2020.06.010 文章编号 0253-6099(2020)06-0038-04 Flotation of High Ag-As Copper Rough Concentrate to Improve Its Quality by Reducing Impurities Therein WANG Cheng-hang1,2,3, SHI Han1,2,3,4, HU Zhen1,2,3, QIU Xian-yang1,2,3 (1.Institute of Comprehensive Utilization of Resources, Guangdong Academy of Sciences, Guangzhou 510650, Guangdong, China; 2.State Key Laboratory for Separation and Comprehensive Utilization of Rare Metals, Guangzhou 510650, Guangdong, China; 3.Guangdong Provincial Key Laboratory of Mineral Resources Development and Comprehensive Utilization, Guangzhou 510650, Guangdong, China; 4.School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China) Abstract Influences of grinding fineness, reagent removal agent, depressant and collector on Ag/ As separation from a high Ag-As copper rough concentrate from Yunnan Province were researched. The flotation study to improve concentrate quality by reducing impurities was conducted by using a combination of organic and inorganic depressants to depress arsenopyrite, and selective collectors to strengthen the recovery of argentiferous minerals. From the copper rough concentrate with the copper, arsenic and silver grades of 1.71%, 7.54% and 41.46 g/ t, respectively, copper concentrate with Cu grade and recovery of 19.16% and 80.31%, with Ag content and recovery of 268.22 g/ t and 46.37%, and with As content of 0.81%, respectively, can be obtained. Key words copper concentrate; flotation; argentiferous mineral; arsenopyrite; chalcopyrite; depressant 锡铜多金属矿是锡矿床中常见的矿石类型,资源 丰富,常伴生铁、硫、砷、铋、钨、金、银等金属,综合利用 价值高,对共伴生元素进行综合回收意义重大。 该类 矿石中矿物嵌布关系复杂、结晶粒度不均匀,在选别过 程中容易造成有价金属回收指标低、精矿产品含砷高 等问题,尤其是砷的存在,不仅恶化铜精矿质量,而且 也会影响冶金等后续作业。 如何降砷及提高有价伴生 矿物的综合利用,一直是选矿的重要研究课题[1-7]。 云南某锡多金属矿选矿包括硫化矿混浮和选锡两 大作业。 为了给锡石回收创造良好条件,现场选锡前 采用混浮作业,将毒砂、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿等硫 化物以及伴生银矿物富集至含铜粗精矿中。 本文以该 ①收稿日期 2020-06-18 基金项目 广东省科学院实施创新驱动发展能力建设专项资金项目(2017GDASCX-0301,2019GDASYL-0302010);“十三五”国家重点研发 专项(2019YFC1904202);云南省科技计划项目(2018IB028) 作者简介 王成行(1984-),男,河北蠡县人,博士,高级工程师,主要研究方向为稀贵金属矿产资源综合利用。 通讯作者 邱显扬(1957-),男,广东揭阳人,教授级高级工程师,主要研究方向为稀贵金属矿产资源综合利用。 第 40 卷第 6 期 2020 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.40 №6 December 2020 铜粗精矿为研究对象,进行了铜砷分离试验,并在工艺 过程中强化回收了银。 1 矿石性质 云南某锡多金属矿经硫化矿混浮后所得铜粗精矿 主要化学成分分析结果见表 1。 从表 1 可见,该试样 为高银高砷高硫的铜粗精矿。 表 1 试样主要化学成分分析结果(质量分数) / % CuAg1)AsSSnBiFe 1.7141.467.5431.240.060.1231.72 PbZnAu1) Al2O3 CaOMgO SiO2 0.970.340.021.270.930.565.25 1) 单位为 g/ t。 MLA 矿物自动定量检测结果表明,试样中铜矿物 以黄铜矿为主,有少量黝铜矿、铜蓝、斑铜矿、硫铋铜 矿;银矿物和含银矿物有硫银铋矿、维硫铋铅银矿、硫 砷铜银矿、黝铜矿;砷矿物和含砷矿物以毒砂为主,少 量毒铁矿;硫铁类矿物主要是磁黄铁矿、黄铁矿和白铁 矿;锡矿物主要以黝锡矿形式存在;少量方铅矿和辉铋 矿、自然铋等存在;脉石矿物含量少,主要有黑云母、金 云母、绿泥石、石英、高岭土和铁白云石等。 为了考查铜、砷、银在各粒级产品中的分布情况,对 铜粗精矿进行了粒度筛水析试验,结果见表 2。 结果表 明,铜粗精矿中+0.020 mm 粒级产率最高。 其中,铜、砷 金属分布的主要粒度范围为-0.074+0.010 mm,嵌布粒 度较粗,在-0.020+0.010 mm 和-0.043+0.020 mm 粒 级中铜、砷品位最高;银主要分布在细粒级中。 表 2 铜粗精矿筛水析试验结果 粒级/ mm 产率 / % 品位/ %占有率/ % CuAsAg1)CuAsAg +0.07426.47 1.024.2019.0915.8214.7512.19 -0.074+0.04319.341.627.7020.28 18.3419.769.46 -0.043+0.02040.351.99 10.13 34.14 46.8554.2233.23 -0.020+0.01010.992.356.3931.46 15.139.318.34 -0.0102.85 2.325.19 535.053.861.9636.78 合计100.001.717.5441.46100.00100.00100.00 1) 单位为 g/ t。 2 试验研究 2.1 选矿原则流程 该铜粗精矿中,砷为杂质元素,而银为伴生有价贵 金属,含量均较高。 铜砷分离时,需兼顾银的综合回 收,提高回收率。 对该试样进行了摇床重选、弱磁选- 强磁选和浮选探索铜砷分离试验,结果表明,摇床重选 虽然可以获得高品位砷精矿,但铜精矿中砷含量仍很 高;磁选对铜精矿降砷效果不明显;浮选前的脱药有利 于降低砷含量,抑制剂用量增大,铜精矿中铜回收率与 砷品位呈同步降低趋势,铜矿物的选择性强力捕收剂 至关重要。 综上所述,确定选择浮选进行铜砷分离。 为使铜砷解离充分、更好地为降砷创造条件,对铜 粗精矿进行再磨处理、脱药,选择适宜的浮选流程和药 剂制度,在降砷浮铜的过程中,富集回收伴生银矿物, 最后通过闭路试验对所得选别指标进一步考查。 试验 原则流程见图 1。 给矿 抑制剂石灰GSF 捕收剂GSB 浮 选 精矿尾矿 脱药 硫化钠 磨矿 图 1 试验原则流程 2.2 试验结果及讨论 2.2.1 磨矿细度对选别指标的影响 磨矿细度是影响浮选指标的关键因素之一。 对粗 精矿的再磨处理,可以更好地改善金属矿物的单体解 离状态,为再选提高品位降低杂质含量创造条件,进而 获得良好的技术指标。 铜粗精矿中铜砷矿物在较粗粒 级中分布,且各有用矿物的共生关系较为紧密,再磨作 业十分必要。 矿石的磨矿细度既要保障目的矿物与脉 石矿物单体解离,又要避免过磨对分选造成不利影响。 为了寻找适宜的磨矿细度,在硫化钠、石灰、GSF 和 GSB 用量分别为 3 000、6 000、1 500 和20 g/ t 条件下进 行了再磨细度条件试验,结果见表 3。 表 3 磨矿细度对选别效果的影响 -0.043 mm 粒级含量/ % 精矿产率 / % 精矿品位/ %回收率/ % CuAsAg1)CuAsAg 65.347.8514.462.67210.3266.372.7839.82 72.386.5217.231.87245.9665.691.6238.68 80.714.9121.981.16286.2563.090.7633.89 83.914.9521.181.11274.2261.330.7332.75 1) 单位为 g/ t。 结果表明,铜、银品位均随磨矿细度增加有所提 高,-0.043 mm 粒级含量从82%提高至85%时,其回收 93第 6 期王成行等 高银砷铜粗精矿提质降杂浮选试验研究 率呈略微降低趋势;而砷品位和回收率均随细度增加 而降低。 综合考虑,在保证铜回收率较高的条件下尽 可能回收银及控制有害元素砷的含量,确定磨矿细度 -0.043 mm 粒级占 82%为宜。 2.2.2 脱药剂种类及用量对指标的影响 脱药处理是混合精矿多金属分离的重要措施,如 铜钼分离和铜铅分离等,其目的是最大限度地脱除矿 浆中的残余捕收剂和解吸硫化矿物表面的捕收剂,从 而降低矿物可浮性,为分离提供条件。 本试样为铜砷 硫混合精矿,其表面吸附有多种药剂,为了使铜精矿中 砷含量降至 1.0%以下,分离作业前的脱药处理非常关 键。 在磨矿细度-0.043 mm 粒级占 82%,石灰、GSF 和 GSB 用量分别为 6 000、1 500 和 20 g/ t 条件下,进行了 脱药剂种类及用量试验,结果见表 4。 表 4 脱药剂种类及用量对选别效果的影响 药剂种类及用量 / (gt -1 ) 精矿产率 / % 精矿品位/ %回收率/ % CuAsAg1)CuAsAg 不脱药04.8622.02 1.17 249.69 62.58 0.78 29.27 硫化钠 5 0004.4422.12 1.00 281.36 57.39 0.61 30.11 8 0003.9124.49 0.68 301.21 55.97 0.36 28.39 10 0003.6425.23 0.65 304.98 53.64 0.32 26.74 活性炭 5 0003.1325.98 0.67 309.78 47.58 0.28 23.40 8 0002.7725.48 0.71 306.03 41.25 0.26 20.43 1) 单位为 g/ t。 试验结果表明,经硫化钠脱药后,浮选泡沫现象 明显好转,且砷回收率随硫化钠用量增大呈下降的 趋势,银品位也稳步提升,当硫化钠用量为 8 000 g/ t 与 10 000 g/ t 时,铜品位稳定在 25%左右,砷含量也降 至 0.65%;经活性炭脱药后,虽然精矿中砷含量得以降 低,但铜和银也受到一定程度的抑制。 同时考虑到生 产中活性炭比硫化钠脱药效果更为敏感,因此确定以 硫化钠为脱药剂,其适宜用量为 8 000 g/ t。 2.2.3 抑制剂用量对指标的影响 毒砂与黄铜矿的生成条件相似,导致在浮选有色 金属硫化物时,毒砂等砷矿物常常混入精矿中,造成产 品含砷过高,因此选择合适的毒砂抑制剂是抑砷浮铜 工艺的关键。 石灰作为毒砂最常用的抑制剂之一,其 效果显著且操作简单经济。 本试样以石灰与 GSF 为 抑制剂,在磨矿细度-0.043 mm 粒级占 82%,脱药剂硫 化钠用量 8 000 g/ t、GSF 和 GSB 用量分别为 1 500 和 20 g/ t 条件下,进行了抑制剂石灰用量对选别指标的 影响试验,结果见表 5。 其中 GSF 为自主研发的、具有 芳香族结构的有机药剂。 表 5 石灰用量试验结果 石灰用量 / (gt -1 ) 精矿产率 / % 精矿品位/ %回收率/ % CuAsAg1)CuAsAg 06.8018.873.46240.0072.493.1539.36 6 6005.0922.980.70311.3266.780.4838.22 13 2004.2125.670.67290.0062.020.3829.45 20 0003.9224.490.68285.0055.970.3626.95 1) 单位为 g/ t。 表 5 结果表明,抑制剂的添加可明显改善浮选指 标,其中砷得到了有效控制,其含量由 3.46%降至 0.67%, 回收率由 3.15%降至 0.36%。 且在回收率损失不大的 情况下,铜和银品位也得到了一定提升,铜品位可达 25.67%,银品位 311.32 g/ t,效果良好。 综合考虑回收 率和品位的变化规律,确定石灰用量为 6 600 g/ t。 2.2.4 捕收剂用量对指标的影响 为了保证铜矿物的有效回收,并尽量降低砷含量, 捕收剂性能需兼顾选择性与捕收性;同时考虑银的综 合回收,有效定向富集至铜精矿中,捕收剂的选择性更 为重要。 一方面,要求捕收剂对毒砂捕收力较弱,而对 黄铜矿具有选择性;另一方面,对银矿物也有较强的捕 收能力,尤其在以石灰为主抑制剂的中碱性矿浆中回 收银,强选择性捕收的需求更为突出。 本文采用自主 研发的,具有硫化羰基、炔基和酯基的组合捕收剂 GSB 作为黄铜矿捕收剂,在磨矿细度-0.043 mm 粒级占 82%,硫化钠、石灰和 GSF 用量分别为 8 000、6 600 和 1 500 g/ t 条件下进行了捕收剂用量试验,结果见表 6。 表 6 捕收剂用量试验结果 GSB 用量 / (gt -1 ) 精矿产率 / % 精矿品位/ %回收率/ % CuAsAg1)CuAsAg 307.5217.100.63280.3875.18 11.98 60.18 408.5016.100.65263.7780.01 14.13 64.03 509.7115.780.66268.5389.56 16.38 75.12 609.8315.690.68269.3890.23 17.12 75.63 1) 单位为 g/ t。 试验结果表明,随着捕收剂用量增加,铜和银品位 缓慢降低,在捕收剂用量增至 50 g/ t 后变化不明显,而 砷含量基本无变化;铜、银和砷回收率均与捕收剂用量 成正比关系,其中铜和银回收率变化更显著,均提高了 近 15 个百分点。 综合考虑,确定捕收剂 GSB 用量为 50 g/ t。 2.3 浮选闭路试验 在各条件试验的基础上,进行了铜砷分离闭路浮 选试验,工艺流程见图 2,结果见表 7。 04矿 冶 工 程第 40 卷 给矿 3 min GSF 2 min GSB 2 min GSB 15 1600 30 3 min 石灰 3 min GSF 2 min GSB 660 550 15 3 min 石灰 3 min GSF 2 min GSB 330 300 10 3 min 石灰 3 min GSF 2 min GSB 330 300 10 粗 选 脱药 硫化钠 8000 磨矿 药剂单位g/t -0.043 mm占82 石灰 6600 精选 2 精选 1扫 选 铜精矿选铜尾矿 1.5 min 1 min 1 min 精选 3 1 min 2 min 图 2 铜砷分离闭路试验流程 表 7 铜砷分离闭路试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % CuAsAg1)CuAsAg 铜精矿7.1719.160.81268.2280.310.7746.37 选铜尾矿92.830.368.0623.9519.6999.2353.63 给矿100.001.717.5441.46100.00 100.00 100.00 1) 单位为 g/ t。 试验结果表明,在给矿(粗精矿)铜、砷、银品位分别 为 1.71%、7.54%和 41.46 g/ t 条件下,通过“一粗、一扫、 三精”闭路浮选,可获得铜品位 19.16%、回收率 80.31% 的铜精矿,其中砷含量为 0.81%;银含量富集至 268.22 g/ t,回收率为 46.37%,试验指标良好。 3 结 论 1) 铜粗精矿中含砷矿物主要是毒砂,银矿物种类 多样且具有综合回收价值,各矿物之间共生关系紧密, 嵌布特征复杂,因此抑砷提质降杂,确定适宜工艺参数 以综合回收有价元素成为技术关键。 2) 将铜粗精矿经硫化钠脱药后磨至-0.043 mm 粒级占 82%,使用石灰与有机药剂 GSF 的组合抑制剂 和酯类捕收剂 GSB, 在给矿铜、 砷、 银品位分别为 1.71%、7.54%和 41.46 g/ t 条件下,获得了铜品位和回 收率分别为 19.16%和 80.31%、银品位和回收率分别 为 268.22 g/ t 和 46.37%、砷含量 0.81%的铜精矿。 3) 试样经脱药处理,解吸了含砷矿物表面吸附的 浮选药剂,暴露出新鲜矿物表面,为铜砷分离创造了良 好的条件,再采用有机与无机相结合的组合抑制剂抑 制砷矿物,有效降低了铜精矿中的砷含量。 参考文献 [1] 魏 宁,方维萱,陈家玮,等. 云南个旧大白岩铜锡矿床铜锡与共 伴生组分赋存状态研究[J]. 矿物学报, 2010,30(1)115-122. 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