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2 0 0 5 年第3 期 有色 金属 选矿部分 9 某高砷锡石硫化铜矿粗粒浮选工艺研究 李成秀， 文书明， 汪伦 昆明理工大学，昆明 6 5 0 0 9 3 摘要 试验用矿石为铜锡共生多金属 硫化矿， 矿石中的铜以细粒嵌布为主， 且与黄铁矿、 毒砂等致密共生。 经过 粗粒浮选工艺小型试验研究， 采用相磨一混合浮选一粗精矿再学铜砷 硫 分离的原则流程 ， 能获得较好的技术指标。 该工艺是在一段粗磨 一 7 4 p , m占4 o ％- 4 5 ％ 的条件下先富集单体及连生体硫化矿物， 尾矿再进行选锡作业 ， 这样有效 地保护了锡石 ， 减轻了锡石的过粉碎， 为重选提供了好的给矿条件。 铜粗精矿再磨再选 ， 尾矿进入重选选锡 ， 减少了锡石 在硫化矿中的损失， 提高了精矿铜品位和回收率 ， 降低了精矿含砷量。 该新工艺最终获得产率9 ． 3 8 ％、 品位 2 3 ．5 8 ％、 回收 率9 1 ． 1 7 ％的铜精矿 ， 其中含砷仅为0 ． 1 9 ％。同时锡在铜精矿中的损失也不到 4 ％。 关键词 粗粒浮选； 工艺； 锡石； 硫化铜矿； 毒砂 中图分 类号 T D 9 5 2 ． 1 ； T D 9 5 2 ． 4 文献标识 码 A 云南某锡石多金属硫化铜矿主要矿物为磁黄铁 矿、 黄铁矿 、 白铁矿、 黄铜矿、 锡石 、 毒砂等。 脉石矿物 主要有方解石、 白云石、 石英、 长石、 萤石等。矿石嵌 布粒度较细， 属于高砷难选锡石硫化铜矿。 选矿主要 回收的有价金属矿物是锡石、 黄铜矿等。 铜一 砷分离是选矿领域的一大难题。国内外对 铜一 砷浮选分离进行过很多研究。 毒砂在硫化矿床中 分布很广， 结构与黄铁矿、 白铁矿等相似， 可浮性相 近， 铜离子对它们的活化作用极强， 是影响硫化铜选 矿产品质量和浮选指标的主要因素【 I ， 3 1 。毒砂在中 强碱性的水一 气介质中易氧化， 表面生成类似臭葱石 [ F e A s 0 4 2 H z O ] 结构的亲水膜。尤其在氧化剂存在 时， 将会强烈促进这一砷酸盐的形成。 此亲水膜能阻 碍黄药捕收剂的吸附，从而大大降低毒砂的浮游能 力。 在p H 6 ～ 1 1 间呈直线下降， p H 9 ． 5 时就基本不可 浮， p H l 1 时则完全受抑制。目前， 生产上运用的毒 砂抑制剂种类较多，大致可以分为小分子有机抑制 剂和大分子有机抑制剂两类 [41 。而石灰因为价格低 廉， 操作方便， 效果较好， 应用最为广泛。 生产中， 当一段磨矿粒度为一 7 4 1 m占6 0 ％～ 6 5 ％ 时， 产生了大量细粒锡矿泥 一 3 7 1． m ， 造成锡分选效 果不好， 特别是产生的一 1 9 1 m的粒级， 目前难以回 收利用[53 ， 因此导致最终锡精矿回收率不高。针对这 一 问题，我们制定了在一段粗磨 一 7 4 1 m占4 0 ％～ 4 5 ％的条件下将铜矿物以单体和连生体形式尽可 能富集， 尾矿再进行选锡作业， 这样就可以减轻锡石 的过粉碎， 为重选提供好的给矿条件， 所得的铜粗精 矿再磨再选， 尾矿进人重选选锡， 减少了锡石在硫化 矿中的损失， 保证了锡的回收率。 文章编号 1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 0 5 0 3 - o o o 9 - - o 4 通过多种选矿方案对比试验研究，结合类似矿 石选矿厂的经验， 我们采取浮一 重工艺流程， 原则上 是将矿石磨至能进行浮选的细度， 先混浮出硫化物， 混浮尾矿再重选回收锡石，一段的粗精矿经二段磨 矿后进行铜砷 硫 分离， 获得最终浮选精矿。 1 原矿性质 1 ． 1 原矿的多元素分析 试验矿样为铜锡共生多金属硫化矿，其多元素 分析结果见表 1 。 表 1 原矿多元素分析结果， ％ T a b l e 1 Mu l t i e l e me n t a r y a n a l y s i s r e s u l t s o f r u n - o f - mi n e 0 r e ／ ％ ‘ 元素 c u s n A s F e S C a O M s O J 2 o ，S i O 2 WO 3 含量 2 ． 4 8 0 ． 5 1 3 ．4 0 2 5 ． 4 4 1 6 ．44 1 0 ． 7 8 l I9 6 2 ．9 6 1 9 ． 1 6 0 ． 1 5 从表 l 可以看出， 该矿是一个含铜2 ．4 8 ％、 含锡 0 ．5 1 ％、含砷 3 ．4 0 ％的高砷难选锡石多金属硫化铜 矿。 矿石中主要的有价金属为铜和锡， 脉石矿物的主 要成分是二氧化硅、 氧化钙、 三氧化二铝等。 1 ．2 原矿的物相分析 铜物相分析结果见表 2 。 表 2 铜物相分析结果 T ab l e 2 P h a s e an aly s i s r e s u l t s o f c o p p e r o r e ／ ％ 铜物相分析结果表明，该矿石中铜主要以硫化 物的形式存在， 氧化率仅为3 ． 1 ％左右， 属于易选的 硫化矿物。 理论上而言， 只有微量的硫酸铜无法进行 收稿日期 2 o o 5 - 9 1 1 0 作者筒介 李成秀 1 9 8 0 - ， 女 ， 四川攀枝花人 ， 国土资源工程学院硕士研究生。 维普资讯 1 O 有色金属 选矿部分 2 0 0 5 年第 3 期 回收利用， 结合氧化铜经硫化后再捕收， 能回收一部 分， 而硫化矿物可浮性较好， 采用适当选别方法和药 剂制度便可回收利用。 因而从上表的数据可以看出， 理论上该矿石铜的最高选别回收率可达 9 7 ％，但鉴 于目前选矿技术水平以及实际工艺过程中的一些无 法避免的损失，想达到和超过这一理论值基本上是 不可能的。因此我们进行粗粒浮选工艺研究的主要 目的就是要在尽可能保护锡石、减轻锡石过粉碎的 前提下， 获得最高的铜回收率。 2 粗粒浮选小型试验研究 2 ． 1 粗粒浮选原则流程的选择 根据选矿的一般原理，铜矿物主要的选别方法 是浮选， 锡石则常采用重选进行回收利用。 对于铜锡 多金属矿物， 矿石结构及构造通常较为复杂， 无论采 用单一的浮选或单一的重选都难以实现有用矿物的 有效分离， 必须使用选矿联合流程。 根据该矿石的性 质， 借鉴以往的经验， 我们采取了如图 1 所示的阶段 磨矿、 阶段选别的原则流程。 粗粒浮选工艺的关键在于一段粗磨至一 7 4 p m 占4 o ％～ 4 5 ％ 0 ．3 5 ～ 0 ． 4 m m后的混合浮选和二段的 铜砷分离。一段的粗粒浮选可以最大限度地减少细 粒锡的生成， 保护锡石， 有利于提高重选锡石的回收 率， 但同时必须保证铜的回收率足够高， 否则很可能 顾此失彼。 二段铜砷分离是降低精矿含砷量， 获得高 质量铜精矿的有效途径。 原 矿 铜精矿 尾矿 Ⅱ 进人重选 图 1 粗粒浮选工艺原则流程 F i g 1 T h e p rin c i p l e d fl o ws h e e t o f c o a r e fl o t a t i o n t e c h n o l o g y 2 ．2 一段选别流程 混合浮选试验的目的是在一段粗磨的条件下， 初步将铜富集。但由于磨矿时间短，矿石粒度比较 粗， 矿粒较重， 在浮选机中不易悬浮， 与气泡碰撞的 机率低且易从矿物表面脱落，因此必须采用新的药 剂制度， 提高一段选别指标。 混合浮选进行了调整剂 和捕收剂用量试验，并在此基础上确定了一段粗选 的最佳工艺条件。 2 ． 2 ． 1 调整剂用量试验 经试验确定采用石灰作 p H调整剂 ，一方面可 以调节矿浆的碱度，使硫代化合物类捕收剂充分发 挥药效，另一方面还可以起到部分抑制砷和黄铁矿 的作用。试验结果见图 2 。试验结果表明， 粗精矿铜 回收率随石灰用量增加而减少 ， 当石灰用量为 2 0 0 0 g ／ t p H一7 时， 铜回收率最高， 但砷的含量为3 ．4 6 ％， 较石灰用量为 4 0 0 0 g ／ t p H一9 时增加了 2 ％， 这一 结果必将加大后续作业铜砷分离的难度。经综合分 析考虑，最后确定一段粗选条件试验的最佳石灰用 量为 4 0 0 0 s ／ t 。 石灰用量／ g ‘ ／ t 图 2 p H值调整剂用量试验结果 F i g 2 Th e t e s t r e s u l t s o f p H r e g u l a t i o n d o s a g e 2 ． 2 ． 2 捕收剂用量试验 对黄铜矿有捕收作用的捕收剂有很多，除了常 规的丁基黄药、 黑药、 硫氮及一些酯类螯合捕收剂[6 ,7,s 1 外 ， 还有一些新型的药剂如 Y 一 8 9 、 M O S 一 2 、 B K 一 3 0 1 、 M a c 一 1 0 等。试验对丁基黄药、 黑药、 M a c 一 1 0 等捕收 剂进行了大量对比试验 ， 明显地看到， 当丁基黄药和 M a c 一 1 0 在用量相同的情况下， 所获得的试验指标相 当， 但由于黄药价格便宜， 使用广泛， 本试验最后选 择了丁基黄药作为铜选别的硫化矿捕收剂。试验结 果见图 3 。 l 6 l 4 l 2 l O 8 墨 6 2 O 匝 曜 图 3 捕收剂用量试验结果 F i g 3 Th e t e s t r e s u l t s o f c o l l e c t o r d o s age 图 3表明， 当黄药用量为 1 5 0 s ／ t ， 可以获得最 高的铜回收率， 但此时尾矿中还有 1 0 ％左右的铜没 腿 ∞ 维普资讯 2 0 0 5 年第 3 期 李成秀等 某高砷锡石硫化铜矿粗粒浮选工艺研究 1 1 有回收， 为了进一步提高一段铜矿物的回收率， 我们 设置了两次扫选作业，最终确定如图 4 所示的一段 选别流程。试验结果见表 3 。 原 矿 一 7 4岬 图4 粗粒浮选工艺一段选别试验流程 F i g 4 Th e fl o w s h e e t o f s i n g l e s t a g e p r o c e s s i n g t e s t o f c o a r s e fl o t a t i o n t e c h n o l o g y 表 3 一段选别试验结果／ ％ T a b l e 3 T h e t e s t r e s u l t s o f s i n g l e s t a g e s e p a r a t i o n ／ ％ 试验结果表明， 一段粗选后经过两次扫选， 铜的 回收率可达到 9 4 ． 1 5 ％，锡在硫化矿中的损失也不 多， 仅仅为 6 ．6 7 ％。 2 ． 3 二段选别开路试验结果 由于一段采用粗磨， 铜矿物没有单体解离， 一段 作业将9 4 ％以上的铜矿物以连生体形式浮出，要得 到高质量的铜精矿，只有通过粗精矿再磨使铜矿物 得以单体解离， 再通过添加适当的抑制剂抑制硫、 砷 矿物， 浮选富集铜精矿， 这样才可能提高铜精矿的品 位。 我们调节矿浆的 p H值到 1 0 ～ 1 1 后进行铜砷 硫 分离， 采用一次粗选 、 两次精选 、 两次扫选的二 段开路流程， 砷得到了很好地抑制， 最终的铜精矿指 标如表4 所示。 表 4 二段铜砷 硫 分离开路试验结果／ ％ T ab l e 4 T h e res u l ts o f o p e n c i r c u i t t e s t f o r s e c o n d s t a g e s e p a r a t io n o f C u a n d A s S ／ ％ 试验表明 石灰可以有效地抑制砷 硫 。 综合铜 的品位和砷的含量， 适宜的石灰用量 相对于原矿 为 1 0 0 0 g ／ t 。选用开路流程和该药剂制度可获得铜品 位 2 4 ．2 8 ％，砷含 量 0 ． 1 8 ％的铜精矿 ，铜 回收率 8 0 ． 7 6 ％ 。 2 ． 4 粗粒浮选闭路试验 一 段浮选已获得了较好的铜回收率，最终尾矿 铜品位也已降到了0 ． 1 8 ％左右，而二段开路试验的 中矿铜的品位还较高， 为3 ．2 2 ％， 要提高最终浮选精 矿的铜回收率必须将这部分中矿中的铜回收。所以 确定了一段开路，二段中矿依次返回的闭路试验流 程。 粗粒浮选工艺闭路试验流程见图5 ， 最终获得的 闭路试验指标如表 5 所示。 原矿 尾矿 Ⅱ 进入重选 图5 粗粒浮选工艺闭路试验流程 F i g 5 Th e fl o ws h e e t c l o s e d c i r c u i t t e s t o f c o a r s e fl o t a t i o n t e c h n o l o gy 表 5 全流程闭路试验结果 r a b l e 5 1 1 I e res u l ts o f c l o s e d c i rcu i t t e s t o f fu l l fl o w s h e e t 粗粒浮选闭路试验最终获得了产率9 ． 3 8 ％、 铜 品位2 3 ．5 8 ％、回收率9 1 ． 1 7 ％的精矿，其中含砷仅 0 ． 1 9 ％， 锡在铜精矿中的损失仅为 3 ． 8 1 ％， 有效地保 护了锡石， 减少了细粒锡的生成， 降低了锡在硫化矿 中的损失， 为锡石重选提供了好的给矿条件。 维普资讯 l 2 有色 金属 选矿部分 2 0 0 5 年第3 期 3结 论 1 ．采用混合浮选一重选的工艺流程是处理此 种高砷锡石多金属硫化铜矿较为适用的处理办法。 先浮后重可避免先重后浮流程所带来的重选尾矿难 以浓缩脱水和浮选流程矿浆浓度难以操作控制的弊 端， 而且预先浮出密度大的硫化物， 可改善锡重选的 可选性 ；浮选采用混浮可减少矿浆在浮选流程中的 循环量， 降低锡石在硫化矿物泡沫产品中的损失。 2 ． 采用一段粗磨 一 7 4 p ,m 占4 0 ％- 4 5 ％ ， 粗粒 浮选的一次粗选、 两次扫选的一段开路流程， 可以从 含铜 2 ．4 8 ％、含砷高达 3 ．4 0 ％的矿石中获得产率为 2 1 ． o 7 ％、 含铜 1 0 ． 8 6 ％、 含砷 2 ． 3 4 ％、 含锡0 ． 1 5 ％、 铜回 收率达 9 4 ． 1 5 ％的混合粗精矿；粗精矿经过再磨 一 7 4 p ,m占9 7 ％左右 ， 采用一次粗选、 两次精选 、 两次 扫选， 中矿依次返回的闭路试验流程， 可获得产率为 9 ． 3 8 ％、 铜品位为 2 3 ．5 8 ％、 铜回收率 9 1 ． 1 7 ％的铜精 矿， 其中含砷 0 ． 1 9 ％、 含锡0 ． 1 9 ％。锡在硫化铜精矿 中的损失不到 4 ％。 3 ． 对于该高砷难选锡石硫化矿的选别， 粗粒浮 选工艺的关键就是在一段的粗磨下富集铜矿物。该 工艺不仅获得了很高的铜回收率，还最大限度地减 少了细粒锡的生成，降低了锡石在浮选产品中的损 失， 有效地保护了锡石， 减轻了锡石的过粉碎。因此 该工艺对此类矿石的合理开发利用具有一定的指导 作用。 参考文献 [ 1 ]徐朝刚， 潘基泽． 高砷铜精矿降砷工艺研究及工业试验 [ J ] ． 云锡科技， 1 9 9 9 ， 1 3 6 ． 4 3 ． [ 2 ]高利坤， 张宗华， 李春梅， 等． 大厂硫砷锡混合矿工艺矿 物特性及硫砷分离试验研究[ J ] ． 有色金属 选矿部分 ， 2 0 0 3 ， 1 6 - 9 ． [ 3 ]温蔚龙． 硫化铜矿选矿除砷工艺[ J ] ．有色矿山， 1 9 9 2 ， 6 4 0 ． [ 4 ]熊道陵， 胡岳华， 贺治国， 等．有机抑制剂在硫化矿浮选 中抑制砷黄铁矿的研究进展[ J ] ． 矿冶工程， 2 0 0 4 ， 2 4 2 ． ‘ [ 5 ] 杨冰． 对锡石多金属硫化矿选矿工艺的意见[ J ] ． 云锡科 技， 1 9 9 7 ， 2 1 3 1 8 ． [ 6 ]F u e r s t e n a u D W， U r b i n a R H ． S t u d i e s o n t h e A p p l i c a b i l i t y o f C h e l a t i n g Ag e n t s a s Un i v e r s a l C o l l e c t o r s F o r Co p p e r M i n e r a l s [ J ] ． I n t e rna t i o n a l J o u r n a l o f Mi n e r a l P r o c e s s i n g ， 2 0 0 0， 5 8 1 5 - 3 3 ． [ 7 ] 朱玉霜， 朱建光． 浮选药剂的化学原理[ M] ． 长沙 中南工 业大学出版社 ， 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c h o f c o a r s e fl o t a t i o n t e c h n o l o g y ，a p rin c i p l e d fl o ws h e e t o f p r i ma r y g ri n d i n g - b u l k fl o t a t i o n- r e g r i n d i n g o f r o u g h c o n c e n t r a t e s e p a r a t i o n o f C u and As S w as s e l e c t e d ． I t c o uld g e t b e t t e r t e c h n o l o g i c a l i n d i c e s ． U n d e r t h e c o n d i t i o n o f s i n g l e - s t a g e p ri ma r y g r i n d i n g - 7 4 1 m o f 40％- 4 5 ％ ， thi s t e c h n o l o g y p r e f e r e n t i a l l y e n r i c h e d l ock p a r t i c l e s ulp h i d e mi n e r a l s wi t h t a i l i n g s e n t e rin g gra v i t y c o n c e n t r a t i o n o p e r a t i o n f o r t i n s e p ara t i o n ， S O i t e ff e c t i v e l y p rot e c t e d c a s s i t e rit e and l i g h t e n e d i t s o v e r c ms h i n g ． C o p p e r c o a r s e c o n c e n t r a t e wa s r e n d ed and r e p roc e s s e d an d r a i l i n gs e n t e r ed t h e gra v i t y c o n c e n tra t i o n ， wh i c h n o t o nly r e d u c e d the l o s s o f t i n i n t h e s u l p h i d e mi n e r als ， b u t als o i mp r o v e d t h e gra d e and rec o v e r y o f c o p p e r c o n c e n tr a t e and r edu c e d t h e c o n t e n t o f a r s e n i c i n t h e c o n c e n tra t e ． C o a r s e fl o t a t i o n t e c h n o l o gy fi n a l l y g o t c o p p e r c o n c e n tra t e i n d i c e s o f y i e l d 9 ． 3 8 ％ ．c o p p e r gra d e 2 3 ． 5 8 ％an d c o p p e r rec o v e r y 9 1 ． 1 7 ％i n wh i c h a r s e n i c c o n t e n t wa s me r e l y O ． 1 9 ％ ．T h e l o s s o f t i n i n t h e s u l p h i d e c o p p e r c o n c e n tr a t e Was l e s s tha n 4 ％． KEY W oRDS c o a r s e fl o t a t i o n ； t e c h n o l o gy； e ass i t e r i t e ； c o p p e r s ulp h i d e o re； a r s e n o p y r i t e 维普资讯