云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究.pdf

第3 3 卷第4 期 2 0 1 3 年0 3 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM 哐T A I J ．U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 3 №4 A u g u s t2 0 1 3 云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究① 简胜1 ，一，张晶1 ，一，乔吉波1 ”，王少东1 ’2 1 ．昆明冶金研究院，云南昆明6 5 0 0 3 1 ；2 ．云南省选冶新技术重点实验室，云南昆明6 5 0 0 3 1 摘要在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上，比较了铜硫混选一铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结 果表明，采用直接浮选不分离工艺，经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选，可以获得含铜2 1 ．O O ％、回收率8 7 ．7 3 ％的铜精矿。 浮选尾矿再用磁选回收铁，可以获得铁品位5 5 ．8 9 ％、铁回收率2 1 ．5 9 ％的铁精矿。 关键词铜矿；铜硫混选；再磨；磁选 中图分类号T D 9 2文献标识码Ad o i 1 0 。3 9 6 9 ／j ，i s s n ．0 2 5 3 - 6 0 9 9 ．2 0 1 3 ．0 4 。0 1 5 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 3 0 4 0 0 6 3 0 4 M i n e r a lP r o c e s s i n gF l o w s h e e tf o rC o p p e rO r ef r o m Y u n n a ni nL o wA l k a l iC o n d i t i o n J I A NS h e n 9 1 ”，Z H A N GJ i n 9 1 ”，Q I A OJ i b 0 1 ，- ，W A N GS h a o d o n 9 1 ’2 1 ．K u n m i n gM e t a l l u r g yR e s e a r c hI n s t i t u t e ，K u n m i n g6 5 0 0 31 ，Y u n n a n ，C h i n a ；2 。Y u n n a nK e yL a b o r a t o r yf o rN e w T e c h n o l o g yo fB e n e f i c i a t i o na n dM e t a l l u r g y ，K u n m i n g6 5 0 0 31 ，Y u n n a n ，C h i n a A b s t r a c t B a s e do nc o m p r e h e n s i v ef l o t a t i o nt e s t sw i t hac o p p e ro r ef r o mY u n n a n ，t w od i f f e r e n tp r o c e s s i n gf l o w s h e e t s ， C u - Sb u l kf l o t a t i o n - C u ／Ss e p a r a t i o na n dd i r e c tf l o t a t i o nw i t h o u tf u r t h e rs e p a r a t i o n ，w e r ec o m p a r e dw i t he a c ho t h e r ．T h e r e s u l t ss h o w e dt h a t ，w i t had i r e c tf l o t a t i o nf l o w s h e e tc o n t a i n i n gar o u g h i n g ，t w os t a g e so fs c a v e n g i n g ，a n df o u rs t a g e so f c l e a n i n go fr e g r i n d e dr o u g hc o n c e n t r a t e ．ac o p p e rc o n c e n t r a t ew i t hC ug r a d ea n dr e c o v e r ya s2 1 ．0 0 ％a n d8 7 ．7 3 ％， r e s p e c t i v e l y ，C a nb eo b t a i n e d ．F u r t h e r m o r e ，a ni r o nc o n c e n t r a t ew i t hT F eg r a d ea n dr e c o v e r yo f5 5 ．8 9 ％a n d2 1 ．5 9 ％， r e s p e c t i v e l y ，c a nb ec o l l e c t e df r o mt h ef l o t a t i o nt a i l i n g sb ym a g n e t i cs e p a r a t i o n ． K e yw o r d s c o p p e ro r e ；C u - Sb u l kf l o t a t i o n ；r e g r i n d i n g ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n 近年来，我国电力、家电、电子通讯、建筑、交通运 输等行业发展迅速。这些高耗铜行业的发展在很大程 度上决定了未来我国铜需求量将继续增加，预计2 0 2 0 年铜消费量将达到2 0 1 0 年的2 倍，国内铜供需失衡趋 势加剧⋯。作为世界铜消费大国，资源仍然是制约我 国再生铜工业发展的瓶颈。 据美国矿业局M i n e r a lC o m m o d i t yS u m m a r i e s2 0 1 3 年统计资料，全球矿山铜可采储量约有1 7 亿吨，储量 约为6 ．8 亿吨，2 0 1 2 年我国可采储量占世界可采储量 的8 ．8 ％。而我国铜矿资源的特点是中小型矿床多， 大型、超大型矿床少；共伴生矿多，单一矿少旧J 。如何 利用低品位资源、保证资源的综合利用是企业提高经 济效益的关键。本文以云南某铜矿石为研究对象，探 索了铜、铁回收的合理工艺。矿样中除富含铜外，还含 有少量硫及铁等。由于矿石嵌布粒度不均匀，共生复 杂，因此分选存在一定难度。 1 矿石性质 本次试验原矿样共有8 个矿样，对其加工处理后 按一定比例进行缩分混匀作为试验综合样，配矿铜品 位0 ．8 2 ％，铅品位0 ．0 2 ％，锌品位0 ．2 9 ％。主要金属 矿物有黄铜矿、磁铁矿、褐 赤 铁矿、闪锌矿，脉石矿 物主要以方解石、阳起石、石英、黑柱石为主，有少量石 榴石、绿泥石等。 矿样化学多元素分析结果见表l ，铜物相分析结 果见表2 。 表1 试样化学多元素分析结果 质量分数 ／* ／0 C uP bZ nSA sF e O ．8 20 ．0 2O ．2 91 ．3 2 0 ．11 7 。8 6 1 单位为g ／t 。 ①收稿日期2 0 1 3 ．．0 2 - 2 5 作者简介简胜 1 9 7 2 一 ，男，四川资中人，博士研究生，教授级高工，主要从事选矿工艺及药剂研究工作。 万方数据 矿冶工程 第3 3 卷 表2 铜物相分析结果 从表1 ～2 中可知，矿石中主要有价值的元素有 铜、铁等，矿石含铜0 ．8 2 ％，含铁1 7 ．8 6 ％。铜主要以 硫化铜的形式存在。该矿石以回收铜为主。 矿石具不均匀稀疏一稠密浸染状构造及块状构造。 结构主要有碎裂化粒状纤柱状变晶结构、碎裂化不等 粒结构、细粒粒状变晶结构、它形粒状结构、自形- 半自 形一它形粒状结构、残余结构、假象结构、似海绵陨铁结 构及包含结构等。 经镜下观察、人工重砂分析及x 射线衍射分析， 矿石中有硫化物、氧化物、碳酸盐、硅酸盐、硫酸盐5 类 共2 2 种矿物存在。以硅酸盐为主，占矿石约4 8 ％；次 为碳酸盐，占矿石约2 5 ％；氧化物约占矿石的2 2 ％；硫 化物约占矿石的5 ％。 矿石中硫化物含量见表3 。 表3 矿石中硫化物含量 由表3 可知，铜以独立矿物的形式主要赋存于黄 铜矿及少量孔雀石、铜蓝中。矿石中还含有少量黄铁 矿及磁黄铁矿。黄铜矿粗细嵌布不均匀，因此合适的 磨矿粒度将有利于铜的回收。 2 选矿试验 根据矿石性质，确定以回收铜为主。先浮选回收 硫化铜，浮选尾矿进行磁选回收铁。由表1 和表3 可 知，矿样中硫含量偏高，矿石中有少量黄铁矿，因此考 虑进行铜硫混选回收铜精矿。 铜硫矿石浮选的关键是铜矿物与硫化铁矿物的分 离。生产实践中，均采用抑制硫化铁矿物浮选铜矿物 的方案。浮选原则流程一般有直接分离浮选流程、优 先浮选流程、混选．分离浮选流程，此外还有泥砂分选 流程及选冶联合流程“ J 。 根据该铜矿样矿石性质，主体流程定为混选一分离 浮选流程或直接浮选流程。 2 ．1 粗选石灰用量试验 在铜硫分选工艺中，石灰通常用作抑硫的有效药 剂。石灰除产生O H 一离子抑制黄铁矿浮选外，C a 2 还 在黄铁矿表面大量吸附并生成某些含钙化合物，降低 黄铁矿对黄药的吸附。石灰同样可作为调整剂，但用 量要适宜p 1 。 磨矿粒度为一0 ．0 7 4m i n 粒级占8 0 ％时，按图l 流程进行了石灰用量试验，试验结果见图2 。 零 趔 喀 奄 罄’ 寒 图1 开路试验流程 石灰用量／Q t 1 图2 石灰用■试验结果 零 ＼ * 娶 叵 奄 蜒 器 试验结果表明添加少量的石灰，有助于铜的回 收，随着石灰用量增加，铜回收率不断降低。主要原因 是石灰用量适当，浮选泡沫能保持一定的粘度；石灰用 量过大时，将促使微细矿粒凝结，而使泡沫粘结膨胀， 影响浮选过程的正常进行H 1 。因此考虑添加石灰调 整矿浆，后续条件试验粗选将添加5 0 0g ／t 的石灰，扫 选不加石灰。粗选p H 值约为8 。 2 ．2 粗选捕收剂条件试验 磨矿粒度为一0 ．0 7 4m m 粒级占8 0 ％，石灰用量 为5 0 0r c t ，按照图1 所示流程进行了捕收剂种类试 验，结果见表4 。 撕挎拇“ 撕坫H n n n m 万方数据 第4 期简胜等云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究 表4 捕收剂条件试验结果 2 0 1 03 ．7 11 6 ．8 70 ．0 8 47 7 ．7 49 ．2 5 4 0 2 04 ．3 4 。1 6 ．0 l0 ．0 8 88 2 ．5 89 ．3 2 丁基黄药 6 0 3 05 ．7 41 2 ．3 60 ．0 8 28 7 ．7 09 ．0 3 8 0 4 05 ．5 81 3 ．3 l0 ．0 9 58 7 ．4 61 0 ．o o 1 0 52 ．8 31 8 ．5 2O ．2 0 06 4 ．4 72 1 ．5 9 乙基黄药 3 0 1 53 ．5 31 7 ．6 30 ．1 3 3 7 5 ．2 91 4 ．0 9 5 0 2 53 ．1 31 9 ．7 60 ．1 2 l7 4 ．7 71 2 ．6 8 l O 52 ．5 92 3 ．4 30 ．0 9 87 5 ．2 01 1 ．1 8 乙硫氮 3 0 1 5 2 ．4 02 5 ．2 30 ．1 3 07 2 ．6 01 4 ．5 0 5 0 2 5 2 ．4 22 5 ．3 2O ．1 0 77 3 ．3 21 1 ．9 3 试验结果表明使用丁基黄药作捕收剂时，精矿产 率大，回收率高，精矿中铜回收率随丁基黄药用量增加 先迅速增加后趋于平缓，同时精矿中铜品位随丁基黄 药用量增加而降低；采用乙基黄药作捕收剂，与丁基黄 药相比，精矿中铜品位稍高，但铜精矿回收率偏低，部 分铜金属损失在尾矿中；采用乙硫氮作捕收剂，尽管铜 精矿铜品位非常高，但铜回收率偏低，不利于铜金属的 回收。综合考虑精矿品位与回收率，选择丁基黄药作 浮选铜的捕收剂，粗 扫选用量以4 0 2 0g ／t 为宜。 2 ．3 磨矿粒度试验 合适的磨矿粒度是保证铜精矿回收率与品位的关 键。充分利用铜硫矿物之间的单体解离特性，使可浮 性好或易解离的铜矿物进入泡沫产品。粗选石灰用量 为5 0 0 ∥t ，粗选丁基黄药用量4 0g ／t ，扫选丁基黄药用 量2 0g ／t ，按照图1 所示流程进行了磨矿粒度试验，结 果见图3 。 - 0 ．0 7 4m m 粒级含量／％ 图3 磨矿粒度试验结果 试验结果表明粗选磨矿一0 ．0 7 4m m 粒级含量从 7 0 ％到8 0 ％，铜的综合回收率变化不大，但在一0 ．0 7 4 m m 粒级占8 0 ％时，所得铜精矿品位较高。 2 ．4 粗精矿再磨磨矿粒度试验 为了减少粗选磨矿段数，同时为了提高单体解离 度，在粗选药剂制度条件试验的基础上，对磨矿粒度为 一0 ．0 7 4m m 粒级占7 0 ％的样品进行了粗精矿再磨磨 矿粒度试验。药剂制度为粗选石灰用量为5 0 0g ／t ， 粗选丁基黄药用量4 0g ／t ，对再磨精矿进行两次精选 得到铜精矿，精选不添加任何药剂。试验结果见图4 。 - 0 ．0 4 3m m 粒级含量／％ 图4 粗精矿再磨试验结果 试验结果表明粗精矿再磨磨矿粒度越细，越有利 于提高铜精矿的品位。但是再磨磨矿粒度为一0 ．0 4 3 m m 粒级占8 0 ％一9 0 ％，指标变化不大，后续粗精矿再 磨将采用磨矿粒度为一0 ．0 4 3m m 粒级占8 5 ％进行精 选试验。 2 ．5 浮选闭路试验 结合原矿矿石性质特点，综合以上试验结果，分别 进行了不同磨矿粒度、不同流程结构的小型闭路流程试 验。铜硫混选- 铜硫分离试验流程中铜硫分离调整剂为 石灰，由于丁基黄药捕收能力强，对硫有较强的捕收作 用，因此分离采用乙硫氮作捕收剂。在进行直接浮选闭 路试验时，发现再磨中矿依次返回后中矿所带矿泥影响 了流程的稳定性，因此在精选时添加了少量水玻璃作为 矿浆调整剂。粗精矿再磨磨矿粒度为一0 ．0 4 3n l l n 粒级 占8 5 ％。试验流程图分别见图5 ～6 ，试验结果见表5 。 药剂单位g ／t卑 磨矿一0 ．0 7 4m md i 7 0 ％0 石灰 5 0 0 丁基黄药2 0 7 3 0 A2 0 磨矿一0 ．0 4 3 ．r 旌O ／oQ ’J 墨黄约6 洋 丁基黄药4 【4 m i n 精隧1 石灰 2 0 0 乙硫氮4 7 姒5 铜精矿硫精矿 k 丁基黄药1 0 扫l 选1 丁基黄药5 选2 图5 铜硫混选铜硫分离小型闭路试验流程 尾矿 万方数据 矿冶工程 第3 3 卷 图6 直接浮选小型闭路试验流程 表5 小型闭路试验结果 闭路试验结果表明增加分离浮选流程不能有效 提高铜精矿中铜品位，且使工艺流程复杂化，不建议采 用此流程；而直接浮选试验中，原矿磨矿至一0 ．0 7 4 m m 粒级占7 0 ％后进行粗选得到粗精矿，粗精矿再磨 得到的铜精矿品位高，且金属损失少可以得到产率 3 ．2 9 ％、铜品位2 1 ．0 0 ％、铜回收率8 7 ．7 3 ％的铜精矿。 2 ．6 浮选尾矿磁选探索试验 为了提高资源的综合利用率，继续对浮选尾矿进 行了磁选探索试验。对不同磨矿粒度的浮选给矿得到 的尾矿进行了磁选探索试验，结果表明，浮选给矿粒度 基本不影响磁选工艺中铁的回收，但是铁精矿中铁品 位偏低，铁含量只有4 2 ．6 8 ％。可能浮选尾矿粒度较 粗，磁铁矿未单体解离，因此对一段弱磁得到的粗精矿 进行了再磨再选试验，再磨磨矿粒度为一0 ．0 4 3m m 粒 级占8 0 ％。试验流程见图7 ，试验结果见表6 。 铁精矿 中矿 图7 浮选尾矿探索试验流程 表6 浮选尾矿探索试验结果 由表6 可知，再磨精选后铁品位达到了5 5 ．8 9 ％， 提高幅度大，基本可以得到合格铁精矿。 3 结论 1 云南某铜矿是以铜为主的金属硫化矿。原矿 铜品位0 ．8 2 ％，铅品位0 ．0 2 ％，锌品位0 ．2 9 ％。主要 金属矿物有黄铜矿、磁铁矿、褐 赤 铁矿、闪锌矿，脉 石矿物主要以方解石、阳起石、石英、黑柱石为主，有少 量石榴石、绿泥石等。 2 比较了铜硫混选一铜硫分离与直接浮选的闭路 试验，通过铜硫混选再分离分选得到的产品不仅造成 了铜金属的损失，同时使流程复杂化。建议流程为直 接浮选粗选磨矿粒度一0 ．0 7 4m m 粒级占7 0 ％，粗精 矿再磨浮选可以得到产率3 ．2 9 ％、铜品位2 1 ．0 0 ％、铜 回收率8 7 ．7 3 ％的铜精矿。 3 对浮选尾矿进行了磁选探索试验，结果表明， 尾矿中的铁可以通过磁选得到一定富集，对磁选粗精矿 再磨再选可以获得产率7 ．1 0 ％ 对原矿产率6 ．8 7 ％ 、 铁品位5 5 ．8 9 ％、铁回收率2 2 ．8 3 ％ 对原矿回收率 2 1 ．5 9 ％ 的铁精矿。 参考文献 [ 1 ] 张峰，马洪云，沙景华．基于情景分析法的2 0 2 0 年我国铜资源 需求预测[ J ] ．资源与产业，2 0 1 2 ，1 4 4 - 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