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    某高硫難選銅礦石選礦試驗(yàn)研究

    2015-03-08 09:02:58李樹蘭
    現(xiàn)代礦業(yè) 2015年4期
    關(guān)鍵詞:礦漿磨礦細(xì)度

    李樹蘭

    (銅陵有色設(shè)計(jì)院)

    某高硫難選銅礦石選礦試驗(yàn)研究

    李樹蘭

    (銅陵有色設(shè)計(jì)院)

    銅陵有色某高硫難選銅礦石銅品位為0.72%、硫品位為19.4%;礦石中銅主要以黃銅礦形式存在,其次為斑銅礦、銅藍(lán)、黝銅礦以及輝銅礦等;硫礦物絕大部分為白鐵礦,另有微量的黃鐵礦、磁黃鐵礦等。為開發(fā)利用該礦石,對其進(jìn)行了選礦試驗(yàn)研究。結(jié)果表明:在磨礦細(xì)度為-0.074 mm 占75%條件下,以石灰為抑制劑、丁黃藥和BK-301為捕收劑、2#油為起泡劑經(jīng)1粗1掃選銅,銅粗精礦再磨至-0.044 mm占91.9%后經(jīng)3次銅精選,銅掃選尾礦以硫酸為pH調(diào)整劑、硫酸銅為活化劑、丁黃藥為捕收劑、2#油為起泡劑選硫,獲得了銅品位為18.78%、回收率為87.76%的銅精礦和硫品位為39.55%、回收率為79.29%的硫精礦。

    高硫含銅礦石 浮選 粗精礦再磨

    銅陵有色某礦山為開采多年的老礦山,隨著近年來該礦山勘察找礦工作取得重大進(jìn)展,為加快該礦山的深部開采,延長礦山服務(wù)年限,對該礦山深部礦石進(jìn)行了選礦試驗(yàn)研究。

    1 礦石性質(zhì)

    銅陵有色某高硫難選銅礦石,含銅0.72%、硫19.4%、鐵33.91%、金0.27 g/t、銀3.0 g/t。礦石中銅主要以黃銅礦形式存在,另有微量的斑銅礦、銅藍(lán)、黝銅礦以及輝銅礦等。鐵礦物主要為菱鐵礦,其次為磁鐵礦和赤鐵礦,以及微量的褐鐵礦;硫礦物絕大部分為白鐵礦,另有微量的黃鐵礦、磁黃鐵礦等。此外,礦石中還含有少量的金紅石、閃鋅礦以及微量的輝鉬礦等。脈石礦物主要為石英,其次為綠泥石、斜長石和高嶺石,另有少量的方解石、正長石、白云石、白云母、黑云母、磷灰石,以及微量的滑石等。

    原礦化學(xué)多元素分析結(jié)果見表1,銅物相分析結(jié)果見表2,原礦粒度分析結(jié)果見表3。

    表1 原礦化學(xué)多元素分析結(jié)果 %

    成分CuSFeAuAgMoPtPd含量0.7319.0233.910.273.00.0200.200.09成分Al2O3SiO2K2ONa2OTiO2CCaOMgO含量3.5927.150.280.190.261.861.831.63

    注:其中Au、Ag含量的單位為g/t。

    表2 原礦銅物相分析結(jié)果 %

    銅物相含量占有率原生硫化銅0.6589.04次生硫化銅0.045.48自由氧化銅0.011.37結(jié)合銅0.034.11總銅0.73100.00

    表3 原礦粒度分析結(jié)果

    由表1~表3可知,試驗(yàn)礦石為高硫含銅礦石,礦石中的銅絕大部分以原生硫化銅礦物的形式存在,有用礦物嵌布粒度較細(xì)。

    2 選礦試驗(yàn)研究

    根據(jù)礦石性質(zhì),采用優(yōu)先選銅、選銅尾礦再選硫的原則流程進(jìn)行試驗(yàn)。

    2.1 銅粗選條件試驗(yàn)

    銅粗選條件試驗(yàn)流程見圖1。

    圖1 銅粗選條件試驗(yàn)流程

    2.1.1 礦漿pH試驗(yàn)

    礦漿pH是浮選過程中的一個(gè)重要因素,其一方面影響礦物表面的浮游性質(zhì),另一方面又影響浮選藥劑的作用效果。試驗(yàn)采用丁黃藥和BK-301作為銅的捕收劑,石灰為黃鐵礦的抑制劑,為確定銅浮選合理礦漿pH值,在磨礦細(xì)度為-0.074mm占75%、丁黃藥用量為60g/t、BK-301為30g/t條件下進(jìn)行了石灰用量條件試驗(yàn),結(jié)果見圖2。

    由圖2可知,隨著石灰用量的增加,銅粗精礦銅品位逐漸升高,銅回收率先升高后降低。當(dāng)石灰用量為6 000 g/t時(shí),可以獲得銅品位為6.61%、回收率為88.54%的銅粗精礦。石灰用量大于6 000 g/t時(shí),銅粗精礦銅回收率顯著降低,而且后續(xù)選硫作業(yè)需降低礦漿pH以活化硫,確定銅粗選石灰用量為 6 000 g/t,此時(shí)礦漿pH為12。

    圖2 銅粗選礦漿pH試驗(yàn)結(jié)果

    2.1.2 捕收劑用量試驗(yàn)

    條件試驗(yàn)表明,丁黃藥與BK-301按2∶1配比使用時(shí)效果最佳,為確定銅粗選丁黃藥和BK-301用量,在礦漿pH為12、磨礦細(xì)度為-0.074 mm占75%、丁黃藥與BK-301按2∶1配合使用作為捕收劑條件下,進(jìn)行了捕收劑總用量條件試驗(yàn),結(jié)果見圖3。

    圖3 銅粗選捕收劑總用量試驗(yàn)結(jié)果

    由圖3可以看出,隨著捕收劑總用量的增加,銅粗精礦銅品位降低,銅回收率升高,但升高幅度逐漸減小。綜合考慮,確定捕收劑總用量為90 g/t,即丁黃藥用量為60 g/t、BK-301為30 g/t。

    2.1.3 磨礦細(xì)度試驗(yàn)

    為確定磨礦細(xì)度對銅回收效果的影響,在銅粗選礦漿pH為12、丁黃藥用量為60 g/t、BK-301為30 g/t條件下,進(jìn)行了磨礦細(xì)度條件試驗(yàn),結(jié)果見圖4。

    由圖4可知,隨著磨礦細(xì)度的提高,銅品位變化不大,銅回收率逐漸升高。這是因?yàn)樵V中銅礦物嵌布粒度較細(xì),隨著磨礦細(xì)度的增加,銅礦物的單體解離度增大,有利于銅的回收。綜合考慮,確定磨礦細(xì)度為-0.074 mm占75%。

    圖4 磨礦細(xì)度試驗(yàn)結(jié)果

    2.2 銅粗精礦再磨細(xì)度試驗(yàn)

    由圖4可知,銅嵌布粒度較細(xì),在磨礦細(xì)度為 -0.074 mm 占75%時(shí),銅礦物解離度不高,部分連生體進(jìn)入銅粗精礦中,降低了銅粗精礦品位。為研究提高磨礦細(xì)度對銅選別指標(biāo)的影響,采用圖5流程對最佳粗選條件下獲得的銅粗精礦進(jìn)行了再磨細(xì)度試驗(yàn),結(jié)果見圖6。

    圖5 銅粗精礦再磨細(xì)度試驗(yàn)流程

    圖6 銅粗精礦再磨細(xì)度試驗(yàn)結(jié)果

    由圖6可知,粗精礦適當(dāng)再磨有利于銅精礦品位和回收率的提高。再磨細(xì)度為-0.044 mm占91.9%時(shí),獲得的精礦銅品位12.53%、回收率83.27%。繼續(xù)提高再磨細(xì)度,銅回收率提高不明顯??紤]到磨礦成本,確定再磨細(xì)度為-0.044 mm占92%。

    2.3 選硫試驗(yàn)

    選銅尾礦礦漿pH值在11.0左右,采用常規(guī)的硫酸作為礦漿pH值調(diào)整劑進(jìn)行選硫試驗(yàn)。選銅尾礦選硫試驗(yàn)流程見圖7。

    2.3.1 硫酸用量試驗(yàn)

    在丁黃藥用量為100 g/t條件下,進(jìn)行了硫酸用量試驗(yàn),結(jié)果見圖8。

    由圖8可知,隨著硫酸用量的增加,硫精礦硫品位逐步降低,回收率逐漸升高??紤]到硫精礦品位和回收率,確定硫酸用量為3 000 g/t,此時(shí)礦漿pH值為6.5。

    圖7 選硫硫酸用量試驗(yàn)流程

    圖8 選硫硫酸用量試驗(yàn)結(jié)果

    2.3.2 丁黃藥用量試驗(yàn)

    在硫酸用量為3 000 g/t條件下,進(jìn)行了丁黃藥用量試驗(yàn),結(jié)果如圖9所示。

    圖9 選硫丁黃藥用量試驗(yàn)結(jié)果

    圖9表明,隨著丁黃藥用量的增加,精礦硫品位逐漸降低、回收率逐步增加。當(dāng)丁黃藥用量大于160 g/t時(shí),精礦硫回收率升高不明顯、品位顯著降低,確定丁黃藥用量為160 g/t。

    2.4 閉路試驗(yàn)

    在條件試驗(yàn)的基礎(chǔ)上,采用圖10流程進(jìn)行了銅粗精礦再磨與不再磨對比試驗(yàn),結(jié)果見表4。

    表4表明,與粗精礦直接浮選相比,銅粗精礦再磨后浮選,獲得的銅精礦銅品位提高了0.65個(gè)百分點(diǎn)、回收率提高了2.47個(gè)百分點(diǎn)。推薦采用粗精礦再磨工藝處理該礦石。

    3 結(jié) 語

    (1)銅陵有色某高硫難選銅礦石銅品位為0.72%,銅主要以黃銅礦形式存在,其次為斑銅礦、銅藍(lán)、黝銅礦以及輝銅礦等;硫品位為19.4%,硫礦物絕大部分為白鐵礦,另有微量的黃鐵礦、磁黃鐵礦等;鐵礦物主要為菱鐵礦,其次為磁鐵礦和赤鐵礦,另含有微量的褐鐵礦。

    圖10 閉路試驗(yàn)流程

    (2)試驗(yàn)礦石在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占75%條件下經(jīng)1粗1掃選銅、銅粗精礦再磨至-0.044 mm 占91.9%經(jīng)3次銅精選、選銅尾礦再選硫的試驗(yàn)流程,獲得了銅品位為18.78%、回收率為87.76%的銅精礦和硫品位為39.55%、回收率為79.29%的硫精礦。

    表4 閉路試驗(yàn)結(jié)果

    %

    [1] 羅惠華,孫家壽,嚴(yán)振化,等.抑制黃鐵礦實(shí)現(xiàn)銅硫分離的探討[J].礦產(chǎn)保護(hù)與利用,1999(12):30-32.

    [2] 李崇德,孫傳堯.銅硫浮選分離研究進(jìn)展[J].國外金屬礦選礦,2000(8):26-29.

    [3] 李崇德,劉家弟,王振玉,等.國內(nèi)銅硫浮選分離研究現(xiàn)狀[J].現(xiàn)代礦業(yè),2010(3):34-37.

    Beneficiation Test on a Refractory High-sulfur Copper-contained Ore

    Li Shulan

    (Tongling Nonferrous Design Institute)

    There is 0.72% Cu and 19.4% S in a refractory high-sulfur copper-contained ore from Tongling Nonferrous Institute. Copper element mainly exists in the form of chalcopyrite, followed by bornite, covellite, tetrahedrite and chalcocite. Most sulfur indwells in marcasite ore, and traces of pyrite, pyrrhotite, etc. For the development and utilization of the ore, experimental study on the ore was carried out. Results show that at the grinding fineness of 75% passing 0.074 mm, using lime as inhibitor, butyl xanthate and BK-301 as collector, 2#oil as frother by one roughing-one scavenging for copper flotation, copper rough concentrate reground to 91.9% -0.044 mm and through 3 times of copper cleaning, sulfur flotation by tailings of copper scavenge using sulfuric acid pH adjusting agent, copper sulfate as activator, butyl xanthate as collector, 2#oil as frother process. Finally, copper concentrate with 18.78% Cu and recovery of 87.76%, sulfur concentrate with 39.55% S and recovery of 79.29% were obtained.

    High-sulfur copper-contained ore, Flotation, Regrinding on rough concentrate

    2015-03-02)

    李樹蘭(1980—),女,工程師,244000 安徽省銅陵市愛國路8號(hào)。

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