某氧化銅礦石硫化浮選試驗(yàn)

孫忠梅

(1.紫金礦業(yè)集團(tuán)股份有限公司；2.低品位難處理黃金資源綜合利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室)

?

某氧化銅礦石硫化浮選試驗(yàn)

孫忠梅1,2

(1.紫金礦業(yè)集團(tuán)股份有限公司；2.低品位難處理黃金資源綜合利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室)

摘要某氧化銅礦石銅品位為3.99%，氧化率73.5%，銅主要以自由氧化銅的形式存在。采用優(yōu)先浮硫化銅再浮氧化銅的原則流程回收銅，對(duì)硫化銅浮選尾礦開展氧化銅硫化浮選試驗(yàn)。以硫化鈉為硫化劑，戊基黃藥為捕收劑，2#油為起泡劑，進(jìn)行1粗1精氧化銅礦硫化鈉用量、強(qiáng)化硫化藥劑、分段加藥浮選試驗(yàn)和氧化銅浮選尾礦強(qiáng)磁選試驗(yàn)。結(jié)果表明，硫化鈉用量為 1 500 g/t，不采用強(qiáng)化硫化藥劑，分兩次加藥、加藥量比為3∶1時(shí)，磁場強(qiáng)度為1 240 kA/m時(shí)，浮選效果最佳。在該條件下進(jìn)行全流程閉路試驗(yàn)，最終可獲得銅位40.79%、回收率36.37%的氧化銅精礦1，銅品位17.62%、回收率16.40%的氧化銅精礦2和銅品位4.11%、回收率3.88%的磁選精礦。試驗(yàn)結(jié)果可為該氧化銅礦石銅回收工藝的確定提供技術(shù)參考。

關(guān)鍵詞氧化銅礦分段加藥強(qiáng)化硫化強(qiáng)磁選

世界范圍內(nèi)銅礦資源豐富，銅在各種工業(yè)領(lǐng)域有著廣泛的應(yīng)用。隨著工業(yè)的發(fā)展，易選銅礦石日益減少，難選氧化銅礦的利用盡管占總銅的比例較低，但其開發(fā)利用越來越得到重視[1]。氧化銅礦的浮選方法主要有4種：①先硫化后黃藥浮選；②脂肪酸浮選，先加脈石抑制劑和礦漿調(diào)整劑，采用C10～C20的混合飽和或不飽和羧酸進(jìn)行浮選；③特殊捕收劑法，如孔雀綠、苯駢三唑等；④浸出—沉淀—尾渣浮選[2-5]。很多學(xué)者對(duì)氧化銅浮選研究結(jié)果表明，采用先硫化后黃藥浮選工藝較為合適，并在實(shí)際生產(chǎn)中得到驗(yàn)證，回收指標(biāo)較好[6-7]。

某氧化銅礦石氧化率高，選別難度大，浮選選礦成本高。已確定其中硫化銅的高效選別方案，現(xiàn)對(duì)氧化銅進(jìn)行硫化浮選回收試驗(yàn)，以確定適宜的選礦工藝流程。

1礦石性質(zhì)

該氧化銅礦石氧化率為73.5%，獨(dú)立銅礦物有輝銅礦、斑銅礦、硫砷銅礦、藍(lán)輝銅礦、孔雀石、假孔雀石、硅孔雀石、自然銅、赤銅礦、硫銅鈷礦，其他含銅礦物有硬錳礦、褐鐵礦、水鈷礦等。脈石礦物以石英為主，其次是碳酸鹽礦物及硅酸鹽礦物。對(duì)該氧化銅礦石試樣進(jìn)行主要化學(xué)成分分析和銅物相分析，結(jié)果分別見表1、表2，主要礦物組成見表3。

表1主要化學(xué)成分分析結(jié)果

%

表2銅物相分析結(jié)果

%

表3主要礦物組成

%

由表1、表2、表3可知，礦石銅品位為3.99%，是主要有價(jià)元素。銅主要以自由氧化銅的形式存在，其次為硫化銅，自然銅和結(jié)合氧化銅少量。滑石含量較高，是影響硫化銅精礦品位的主要因素之一。

孔雀石是主要的銅礦物，一般呈綠色，變化較大，從暗綠、鮮綠到白綠色均有。在-2 mm原礦混合砂樣中，孔雀石即可達(dá)到較高的單體解離度。常見的粗大解離單體一般僅連生少量脈石礦物，未解離的孔雀石大部分嵌布關(guān)系較為簡單，較少因粒度細(xì)小或接觸邊界線而復(fù)雜嵌布?？兹甘哂袃煞N結(jié)構(gòu)，一種是結(jié)晶程度較高的柱狀晶體形態(tài)，另一種是結(jié)晶程度較低的隱晶質(zhì)、膠狀、變膠狀、土狀集合體形態(tài)。前者常聚集成粗大的集合體，與石英、絹云母、白云石等緊密共生。結(jié)晶體孔雀石在一般氧化銅礦石中含量較少，而該礦石中結(jié)晶體孔雀石含量則相對(duì)較高。

2試驗(yàn)結(jié)果與討論

2.1浮選條件試驗(yàn)

為充分回收該氧化銅礦石中的銅，本著“能收早收”的原則，采取先浮硫化銅再浮氧化銅的原則流程開展試驗(yàn)?？刂圃V磨礦細(xì)度-0.074 mm 59.40%，采用活化劑硫化鈉將硫化銅浮選尾礦中的氧化銅轉(zhuǎn)化為硫化銅，以戊基黃藥為捕收劑，2#油為起泡劑，進(jìn)行浮選試驗(yàn)，試驗(yàn)流程見圖1。

2.1.1氧化銅粗選硫化鈉用量試驗(yàn)

硫化鈉一次性加入浮選機(jī)，試驗(yàn)結(jié)果見圖2。

圖1　氧化銅浮選試驗(yàn)流程

圖2　氧化銅粗選硫化鈉用量試驗(yàn)結(jié)果

圖2表明，隨著硫化鈉用量從1 000 g/t增加至1 500 g/t，一次粗選的氧化銅粗精礦銅品位明顯下降，回收率明顯升高；當(dāng)硫化鈉用量為1 500 g/t時(shí)，氧化銅回收率達(dá)到較高水平，再增加硫化鈉用量，銅粗精礦回收率和銅品位變化不大。因此選擇硫化鈉用量1 500 g/t為宜，此時(shí)可獲得銅品位為21.56%、回收率為43.67%的氧化銅粗精礦。

2.1.2氧化銅粗選強(qiáng)化硫化藥劑試驗(yàn)

為加強(qiáng)硫化效果，進(jìn)行氧化銅粗選強(qiáng)化硫化藥劑試驗(yàn)。分別選用硝酸鉛、硫酸銨、LA與不加強(qiáng)化藥劑進(jìn)行對(duì)比，試驗(yàn)結(jié)果見圖3。

圖3　氧化銅粗選強(qiáng)化硫化藥劑試驗(yàn)結(jié)果

圖3表明，加入硫化強(qiáng)化藥劑后，氧化銅粗精礦銅品位有不同程度的提高，但提高幅度不大，而銅回收率均有所降低。為確?；厥章?，不使用硫化強(qiáng)化藥劑。

2.1.3氧化銅粗選硫化鈉分段加藥對(duì)比試驗(yàn)

由于硫化鈉容易氧化，為提高其使用效率，對(duì)氧化銅粗選硫化鈉進(jìn)行分段加藥對(duì)比試驗(yàn)?？紤]到實(shí)際生產(chǎn)通常有3個(gè)粗選浮選槽，通過分段添加不同用量的硫化鈉和戊基黃藥，模擬實(shí)際生產(chǎn)的分段加藥?？刂屏蚧c和戊基黃藥總用量分別為1 500，200 g/t，不同加藥次數(shù)和用量比對(duì)氧化銅粗精礦浮選指標(biāo)的影響見表4。

表4　加藥次數(shù)和用量比試驗(yàn)結(jié)果

表4可知，分段加藥可提高氧化銅粗精礦的回收率。直接1次加入硫化鈉和戊基黃藥時(shí)，可獲得銅品位21.74%、回收率43.83%的氧化銅粗精礦；硫化鈉和戊基黃藥分兩次加入、加藥量比為1∶1， 3∶1時(shí)，氧化銅粗精礦銅回收率分別達(dá)到45.65%,46.19%；三次加藥的回收率較兩次略低。綜合考慮，選擇氧化銅粗選分2次加藥量，加藥量比為 3∶1，即硫化鈉和戊基黃藥2次加藥量分別為1 125+375，150+50 g/t時(shí)，浮選效果最佳。

2.2浮選尾礦強(qiáng)磁選試驗(yàn)

由于該氧化銅礦石中存在含硅孔雀石等難浮弱磁性氧化銅礦，因此固定硫化鈉用量為1 500 g/t，粗選兩段加藥量比為3∶1，選用高梯度磁選機(jī)對(duì)氧化銅浮選尾礦進(jìn)行1次強(qiáng)磁選磁場強(qiáng)度試驗(yàn)，試驗(yàn)結(jié)果見圖4。

圖4　氧化銅尾礦強(qiáng)磁選試驗(yàn)結(jié)果

由圖4可知，隨著磁場強(qiáng)度逐漸升高，磁選精礦銅品位在3.40%～3.74%波動(dòng)，變化不大，銅回收率呈上升趨勢(shì)，從12.40%增加至14.56%，增加幅度不明顯。由于磁場強(qiáng)度越高耗電量越大，且限于該磁選機(jī)最高磁場強(qiáng)度，最終確定磁場強(qiáng)度為 1 240 kA/m。

3全流程閉路試驗(yàn)

全流程閉路試驗(yàn)流程見圖5，結(jié)果見表5。

圖5　全流程試驗(yàn)

表5全流程試驗(yàn)指標(biāo)

%

4結(jié)論

(1)該氧化銅礦石氧化率高，硫化銅占總銅的26.02%，氧化銅占66.52%。以戊基黃藥為捕收劑，采用硫化浮選法對(duì)硫化銅浮選尾礦進(jìn)行氧化銅的回收。硫化劑硫化鈉用量不宜過大，否則會(huì)對(duì)其產(chǎn)生抑制作用；強(qiáng)化硫化藥劑的使用可小幅度提高浮選精礦銅品位，但會(huì)降低回收率；分段加藥可提高氧化銅的浮選回收率，且以分兩段加藥為宜。

(2)全流程試驗(yàn)可獲得銅品位40.79%、回收率36.37%高品位氧化銅精礦和銅品位17.62%、回收率16.40%的低品位氧化銅精礦，增加強(qiáng)磁選回收浮選礦，可獲得銅品4.11%的銅精礦，氧化銅得到較好地回收。

參考文獻(xiàn)

[1]王雙才，李元坤，史光大，等.氧化銅礦的處理工藝及其研究進(jìn)展[J].礦產(chǎn)綜合利用，2006(2)：37-39．

[2]張鳳華，宋寶旭.復(fù)雜難選氧化銅礦的高效利用工藝研究[J].礦冶工程，2014，34(6)：27-32．

[3]陳建華，王進(jìn)明，龍賢灝，等.硫化銅礦物電子結(jié)構(gòu)的第一性原理研究[J].中南大學(xué)學(xué)報(bào)：自然科學(xué)版，2011，42(12)：45-49．

[4]趙涌泉．氧化銅礦的處理[M].北京：冶金工業(yè)出版社，1982．

[5]張旭東．云南某銅礦浮選工藝研究[J].云南冶金，2014，43(5)：15-19．

[6]張涇生，闕煊蘭．礦用藥劑[M].北京：冶金工業(yè)出版社，2008．

[7]朱建光，朱一民．2010年浮選藥劑的進(jìn)展[J].有色金屬：選礦部分，2011(3)：54-63．

Sulfide Flotation Experiment on a Copper oxide Ore

Sun Zhongmei

( 1.Zijin Mining Group Co., Ltd.；2.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low Grade Refractory Gold Resources)

AbstractThere is 3.99% copper in a copper oxide ore, with oxidation rate of 73.5%, copper mainly exists in form of free copper oxide. Via the principle process of copper sulfide preferential flotation and then copper oxide flotation to recover the copper, sulfide flotation tests of copper oxide were conducted on tailings of copper sulfide flotation. With sodium sulfide as vulcanizing agent, amyl xanthate as collector, 2# oil as frother, via one roughing-one cleaning flotation at conditions of sodium sulfide dosage, intense sulfide, piecewise dosing tests, and high intensity magnetic separation on flotation tailings of copper oxide. Results indicated that, with sodium sulphide dosage of 1 500 g/t, without intense sulfide reagents, dosing on two times at the dosage ratio of 3∶1, magnetic field intensity of 1 240 kA/m, optimum flotation index will obtained. Closed circuit test was conducted on the above condition, copper oxide concentrate 1 with copper grade of 40.79% and recovery of 36.37%, copper oxide concentrate 2 with copper grade of 17.62% and recovery of 16.40%, and magnetic separation concentrate with copper grade of 4.11% and recovery of 3.88% were obtained. The test results can provide technical reference for the determination of copper oxide copper ore recovery processes.

KeywordsCopper oxide ore， Piecewise dosing， Intense sulfide， High intensity magnetic separation

(收稿日期2015-12-30)

孫忠梅(1976—)，女，高級(jí)工程師，364200 福建省上杭縣北二環(huán)路。