广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验.pdf
广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验 ① 阙绍娟 (广西冶金研究院有限公司, 广西 南宁 530023) 摘 要 针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究,在磨矿细度-74 μm 粒级占 85%的情况下,通过一粗三扫四精 优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路 试验流程,获得铜精矿铜品位 16.29%、铜回收率 51.48%,锌精矿锌品位 45.61%、锌回收率 72.15%,硫精矿硫品位 36.35%、砷品位 0.67%、硫回收率 46.09%,砷精矿砷品位 31.54%、砷回收率 75.10%,综合回收了矿石中的有价元素。 关键词 铜锌多金属矿; 综合回收; 浮选; 回收率; 铜精矿; 硫精矿; 砷精矿 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2016.04.012 文章编号 0253-6099(2016)04-0045-4 Beneficiation Tests of Low⁃grade and Complex Copper⁃Zinc Polymetallic Ore in Guangxi QUE Shao⁃juan (Guangxi Metallurgical Research Institute Co Ltd, Nanning 530023, Guangxi, China) Abstract Beneficiation tests of a low⁃grade and complex copper⁃zinc polymetallic ore in Guangxi were carried out. After grinded to a fineness of -74 μm 85%, the ore was processed with a closed⁃circuit flowsheet including a Cu⁃preferential flotation with one roughing, three stages of scavenging and four stages of cleaning, a zinc flotation for copper tailings with one roughing, two stages of scavenging and three stages of cleaning, a sulfur⁃arsenic flotation for zinc tailings with one roughing, two stages of scavenging and two stages of cleaning, and a separation of sulfur⁃arsenic bulk concentrate with one roughing, two stages of cleaning and two stages of scavenging, while the middlings were returned sequentially back to the previous stage. As a result, a copper concentrate grading 16.29% at 51.48% recovery, a zinc concentrate grading 45.61% at 72.15% recovery, a sulfur concentrate with sulfur grade of 36.35%, arsenic grade of 0.67% and sulfur recovery of 46.09%, and an arsenic concentrate with arsenic grade and recovery of 31.54% and 75.10%, respectively, were obtained. Valuable elements in the ore can therewith be recovered comprehensively. Key words copper⁃zinc polymetallic ore; comprehensive reclaiming; flotation; recovery; copper concentrate; sulfur concentrate; arsenic concentrate 随着矿产行业的快速发展,高品位简单易采易选 矿产资源日渐枯竭,品位低、组分复杂的多金属矿的开 发成为未来发展趋势。 复杂多金属矿矿物间往往相互 紧密共生,给选矿分离带来一定的难度,从而成为选矿 科技工作者研究突破的重点课题[1-4]。 本文针对广西 某低品位复杂铜锌多金属矿矿石性质,进行了系统详 细的选矿研究,有效回收了矿石中的铜锌硫砷有价矿 物,为开发利用该矿提供了技术支撑。 1 矿石性质 原矿多元素化学分析结果见表 1,铜、锌物相分析 结果见表 2。 表 1 原矿多元素化学分析结果(质量分数) / % CuZnSAsSnFe 0.121.264.372.030.035.89 PbSiO2CaOAl2O3MgOAg1) 0.05937.9015.116.250.981.82 1)单位为 g/ t。 表 2 铜、锌物相分析结果 元素 品位/ %占有率/ % CuZnCuZn 硫化相0.091.0177.5980.16 氧化相0.0260.2522.4119.84 合计0.1161.26100.00100.00 ①收稿日期 2016-03-01 作者简介 阙绍娟(1984-),女,云南永平人,硕士,工程师,主要从事选矿工艺技术研究。 第 36 卷第 4 期 2016 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.36 №4 August 2016 矿石中的金属矿物主要有黄铜矿、铁闪锌矿、黄铁 矿、磁黄铁矿等,非金属矿物主要有石英、白云石、长 石、毒砂、角闪石等。 铜主要以黄铜矿为主,锌主要以 铁闪锌矿为主,铁闪锌矿与黄铜矿相互连生紧密,黄铜 矿的粒度较细,多数在0.005~0.10 mm 之间,铁闪锌矿 多数在 0.02~0.20 mm 之间。 该矿主要回收铜和锌,综合回收硫和砷,但铜、锌 品位低,且氧化率较高,矿物粒度嵌布较细,矿石性质 较为复杂,对有价元素选矿回收不利。 2 试验结果与讨论 2.1 原则工艺流程 铜锌回收原则工艺流程进行了多个工艺方案的探 索对比,方案 1(重⁃浮)采用摇床重选将有用矿物富 集于粗精矿中,然后对摇床粗精矿浮选分离;方案 2 (混浮⁃分离)混合浮选得到铜锌混合精矿,混合精矿 细磨后铜锌分离;方案 3(优先浮选)即细磨后优先浮 铜再浮锌。 试验发现,方案 1 铜和锌回收率均较低,方 案 2 铜、锌分离效果不理想,方案 3 铜和锌回收率较 高。 铜、锌浮选尾矿回收硫和砷,探索试验发现采用混 浮再分离工艺较好。 因此,最终采用的原则工艺流程 为“铜浮选⁃锌浮选⁃硫砷混浮⁃硫砷分离”。 试验原则 流程见图 1,原矿经磨矿后优先浮铜获得铜精矿,然后 浮锌获得锌精矿,浮锌尾矿进行硫砷混合浮选⁃硫砷分 离获得硫精矿和砷精矿。 - 63 B3 23 - 23 4,3 42323 40- 3 图 1 试验原则工艺流程 2.2 铜浮选试验 2.2.1 磨矿细度试验 根据工艺矿物学研究结果,铜矿物的嵌布粒度比 锌矿物细,因此磨矿细度试验主要考察磨矿细度对铜 矿物可浮性的影响。 铜浮选条件试验流程为一次粗选 一次扫选,采用组合抑制剂 YF 抑制黄铁矿和毒砂,用 量 1 000 g/ t;硫酸锌抑制铁闪锌矿,用量 400 g/ t;DY 作捕收剂,用量 40 g/ t。 磨矿细度试验结果见图 2。 从 图 2 可见,随着磨矿细度增加,铜回收率逐步提高,但 铜品位稍有下降。 当磨矿细度-74 μm 粒级含量达 85%之后,铜回收率提高幅度不大。 磨矿是选矿能耗 最高的一个作业,考虑试验指标和磨矿成本,确定磨矿 细度为-74 μm 粒级占 85%。 -74 μm40/4 2.4 2.0 1.6 1.2 0.8 0.4 66 60 54 48 42 65707580859095 8 /;5 /;5 8 图 2 铜浮选磨矿细度试验结果 2.2.2 YF 用量试验 在硫酸锌用量 400 g/ t、DY 用量 40 g/ t 条件下,考 察了 YF 用量对铜浮选的影响,结果见图 3。 从图 3 可 知,随着 YF 用量增加,铜粗精矿中铜品位稍有提高,但 铜回收率下降,当 YF 用量为 1 500 g/ t 时,铜品位和回 收率都较高,继续加大 YF 用量,虽然铜品位略有提高, 但铜回收率明显下降。 故 YF 用量以 1 500 g/ t 为宜。 YFA4g t-1 5 4 3 2 1 0 63 54 45 36 27 18 500100015002000 8 /;5 /;5 /;5 8 8 图 3 铜浮选 YF 用量试验结果 2.2.3 硫酸锌用量试验 在 YF 用量 1 500 g/ t、DY 用量 40 g/ t 条件下,进行 了硫酸锌用量试验,结果见图 4。 从图 4 结果看,硫酸 锌对铜粗精矿铜品位和回收率影响不大,但随硫酸锌 用量增加,铜粗精矿锌品位下降,夹带的锌减少,适宜 的硫酸锌用量为 600 g/ t。 2.2.4 DY 用量试验 DY 具有良好的选择性,探索试验获得了较好的效 果,进一步考察其用量对铜浮选的影响。 固定 YF 用量 1500 g/ t、硫酸锌用量600 g/ t,DY 用量试验结果见图5。 从图 5 结果看,随着 DY 用量增加,铜回收率提高。 但当 64矿 冶 工 程第 36 卷 4 /;5 /;5 /;5 8 8 图 4 铜浮选硫酸锌用量试验结果 DYA4g t-1 5 4 3 2 1 0 66 55 44 33 22 40506070 8 /;5 /;5 /;5 8 8 图 5 铜浮选 DY 用量试验结果 DY 用量增加到 50 g/ t 之后,铜回收率基本不变,且铜 粗精矿中锌品位和回收率都较高,锌损失较大。 因此, 确定 DY 用量为 50 g/ t。 2.3 锌浮选试验 锌浮选为一次粗选一次扫选流程,以 YF 作抑制 剂、硫酸铜作活化剂、丁铵黑药作捕收剂。 2.3.1 YF 用量试验 固定硫酸铜用量 100 g/ t、丁铵黑药用量 100 g/ t, 进行了 YF 用量试验,结果见图 6。 从图 6 结果看,不 加 YF,硫和砷未能得到抑制,黄铁矿和毒砂上浮较多, 锌上浮不彻底,导致精矿锌品位和锌回收率低。 添加 YF,抑制效果明显;YF 用量过多,部分锌矿物受到抑 制,锌回收率下降,适宜的 YF 用量为 200 g/ t。 YFA4g t-1 15 10 5 86 81 76 71 66 0200400600 8 /;5 /;5 8 图 6 锌浮选 YF 用量试验结果 2.3.2 硫酸铜用量试验 铁闪锌矿较难浮选,一般需要添加活化剂才能获 得较好选矿指标,在生产上,硫酸铜普遍用来活化铁闪 锌矿[5-6]。 固定 YF 用量200 g/ t、丁铵黑药用量100 g/ t, 浮锌硫酸铜用量试验结果见图 7。 从图 7 可见,不加硫 酸铜,铁闪锌矿未得到活化,锌回收率低。 随着硫酸铜 用量增加,锌回收率提高,当硫酸铜用量达到 100 g/ t 以后,再增加硫酸铜用量,过量的硫酸铜会消耗部分捕 收剂,锌回收率稍有下降。 因此,确定硫酸铜用量为 100 g/ t。 4 /;5 /;5 8 图 7 锌浮选硫酸铜用量试验结果 2.3.3 丁铵黑药用量试验 在 YF 用量 200 g/ t、硫酸铜用量 100 g/ t 条件下,进 行了丁铵黑药用量试验,结果见图8。 从图8 结果看,丁 铵黑药用量增加,精矿锌品位降低,锌回收率提高。 试 验发现,丁铵黑药过量,浮选泡沫粘稠,杂质上浮量大, 锌品位下降明显。 丁铵黑药用量以 75 g/ t 为宜。 ,V/AA4g t-1 18 16 14 12 10 8 84 80 76 72 68 64 5075100125 8 /;5 /;5 8 图 8 锌浮选丁铵黑药用量试验结果 2.4 硫、砷回收试验 铜、锌浮选尾矿硫品位约为 3%,砷品位约 2%,采 用一次粗选一次扫选混合浮选流程,加入硫酸 2 000 g/ t 活化黄铁矿和毒砂、丁黄药 250 g/ t 作捕收剂、松醇 油 30 g/ t 作起泡剂,可浮选回收约 85%的硫和砷。 硫砷混合浮选精矿进行硫砷分离。 目前,硫砷分 74第 4 期阙绍娟 广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验 离绝大多数采用抑砷浮硫的方法,砷抑制剂种类繁多, 组合抑制剂效果较好[7-8]。 本文采用一次粗选分离流 程进行了抑砷药剂组合试验,固定丁黄药用量为 20 g/ t, 各药剂最佳试验指标见表 3。 从表 3 结果看,高锰酸钾 与腐植酸钠配合使用,硫砷分离效果显著,一次粗选就 能将硫精矿中砷含量降至 2.61%,脱砷率 97.75%。 因 此,采用该组合药剂进行硫砷分离。 表 3 硫砷分离药剂方案试验结果 药剂及用量 / (gt -1 ) 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % 硫砷硫砷 碳酸钠 2 000 腐植酸钠 1 000 硫精矿29.4939.4516.0039.8019.29 砷精矿70.5124.9628.0060.2080.71 合计100.0029.2324.46100.00100.00 高锰酸钾 500 亚硫酸钠 1 500 硫精矿25.7640.029.2935.3910.10 砷精矿74.2425.3528.7064.6189.90 合计100.0029.1323.70100.00100.00 腐植酸钠 1 000 亚硫酸钠 1 000 硫精矿35.8735.8115.5343.7123.60 砷精矿64.1325.7928.1256.2976.40 合计100.0029.3823.60100.00100.00 高锰酸钾 300 腐植酸钠 500 硫精矿20.2044.392.6130.702.25 砷精矿79.8025.3728.6569.3097.75 合计100.0029.2123.39100.00100.00 2.5 闭路试验 参考条件试验药剂用量,进行了闭路试验,结果见 表 4。 最终闭路试验指标为铜精矿铜品位 16.29%、 铜回收率 51.48%,锌精矿锌品位 45.61%、锌回收率 72.15%,硫精矿硫品位 36.35%、砷品位 0.67%、硫回收 率 46.09%,砷精矿砷品位 31.54%、砷回收率 75.10%。 铜、锌、硫、砷得到有效回收。 闭路试验流程见图 9。 表 4 闭路试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % CuZnSAsCuZnSAs 铜精矿 0.4216.295.477.540.3651.481.852.600.07 锌精矿 1.960.8645.6130.41.4212.6872.1513.391.36 硫精矿 5.640.120.7536.350.675.093.4146.091.84 砷精矿 4.890.231.6325.07 31.548.466.4327.5575.10 尾矿87.09 0.0340.230.530.5122.2916.1610.3721.63 合计 100.00 0.131.244.452.05100.00 100.00 100.00 100.00 3 结 语 1) 广西某低品位复杂铜锌多金属矿含铜 0.12%、 锌 1.26%、硫 4.27%、砷 2.03%,具有良好的开发利用 价值。 铜主要以黄铜矿形式存在,锌主要以铁闪锌矿 形式存在,含砷矿物主要是毒砂。 2) 原矿铜、锌品位较低,黄铜矿、铁闪锌矿嵌布粒 度细、共生关系紧密,且氧化率较高,对产品品位和回 收率提高影响较大。 B3 A0g/t YF 4 22 2322 A/A100 10 g/L 图 10 开路试验流程 表 4 开路试验结果 产品名称产率/ %品位/ %回收率/ % 精矿23.5347.2267.51 精 1 尾9.0220.2411.09 精 2 尾6.0232.1411.75 扫选精矿5.2710.143.24 尾矿56.171.886.42 原矿100.0016.46100.00 由表 4 可知,试样经一次粗选两次精选一次扫选, 可获得硫品位 47.22%、回收率 67.51%的硫精矿。 4 结 语 1) 在受石灰深度抑制的细微粒级黄铁矿浮选试验 中,草酸对黄铁矿的活化性能优于浓硫酸。 适量的六偏 磷酸钠对微细粒级黄铁矿浮选有一定的促进作用。 2) 某高硫铅锌矿优先浮选铅锌,再从铅锌尾矿中 回收硫资源,在铅锌尾矿浓缩过程中产生的大量微细 粒级尾矿,其中-10 μm 粒级产率达 71.5%,硫品位达 16.5%,相对铅锌尾矿硫损失率达 9%,且这部分硫资 源主要以黄铁矿形式存在,通过计算可知一年约有 6 万吨标硫(硫品位 35%)损失在尾矿中。 3) 使用草酸作活化剂、六偏磷酸钠作分散剂、乙 黄药作捕收剂、松醇油作起泡剂的一次粗选两次精选 一次扫选开路试验流程,可从这部分细微粒级尾矿中 得到硫品位 47.22%、回收率 67.51%的硫精矿。 参考文献 [1] 吴艺鹏,何桂春,曹海英. 不同黄铁矿石石灰环境受抑制活化研究 [J]. 矿产综合利用, 2015(2)33-38. 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