黃一東 劉春龍 朱厚生 吳斌
摘要:黑龍江某銅礦表層氧化礦氧化率為42.37?%,直接濕法浸出銅浸出率僅約為60?%。為高效利用該部分銅礦資源,針對礦石性質(zhì),進(jìn)行了氧化礦與硫化礦配礦試驗研究,考察銅浮選指標(biāo)。結(jié)果表明:在氧化礦配礦比例為20?%~30?%(即氧化率為19.60?%~23.84?%)及最佳試驗條件下,經(jīng)一次粗選、三次精選、三次掃選+粗精礦再磨工藝流程,銅精礦銅品位達(dá)到20?%以上,銅回收率達(dá)到85?%以上。研究結(jié)果應(yīng)用于生產(chǎn),取得了較好生產(chǎn)指標(biāo)。
關(guān)鍵詞:氧化銅礦;硫化浮選;配礦;粗精礦再磨;活化劑
中圖分類號:TD952文獻(xiàn)標(biāo)志碼:A開放科學(xué)(資源服務(wù))標(biāo)識碼(OSID):
文章編號:1001-1277(2021)02-0063-05doi:10.11792/hj20210213
黑龍江某銅礦屬大型斑巖型銅礦床,礦體多、埋藏淺,礦石品位低、儲量大,1#、2#礦帶表層含有約500萬t的氧化礦(平均銅品位0.41?%),銅金屬量約2萬t。因此,對該部分氧化礦進(jìn)行銅回收技術(shù)開發(fā)研究具有重要的經(jīng)濟(jì)價值。目前,國內(nèi)外處理氧化銅礦的方法有濕法浸出法與浮選法。由于該氧化礦總體氧化率不是很高,屬于硫氧混合型銅礦,前期通過濕法浸出試驗,銅浸出率只有約60?%。為實現(xiàn)資源綜合利用,提高企業(yè)經(jīng)濟(jì)效益,對該氧化礦進(jìn)行浮選試驗及與硫化礦配礦試驗研究。研究旨在考察該部分氧化礦浮選工藝及配礦的技術(shù)經(jīng)濟(jì)可行性,獲得主要工藝參數(shù)和技術(shù)指標(biāo),為開發(fā)利用該氧化礦提供技術(shù)支持。?
1?礦石性質(zhì)
將所采礦石樣品低溫烘干、破碎、篩分,對礦樣進(jìn)行化學(xué)成分分析和銅物相分析,結(jié)果分別見表1、表2。
由表1、表2可知:該氧化礦氧化率42.37?%,其中自由氧化銅分布率30.51?%;硫化銅分布率57.63?%。該氧化礦屬于硫氧混合型銅礦,礦石中既含有以黃銅礦、輝銅礦、斑銅礦為主的硫化礦,又含有以孔雀石為主的氧化礦。因此,在浮選過程中需對硫化礦和氧化礦進(jìn)行有效回收。目前,最普遍的氧化礦選礦技術(shù)為硫化浮選法[1-5],硫化鈉是最常用的氧化礦硫化劑。
2?試驗結(jié)果與討論
針對該礦石性質(zhì),主要考察全氧化礦浮選硫化鈉用量、氧化礦配礦比例、不同配礦比例的硫化鈉用量、磨礦細(xì)度、石灰用量等條件,尋求最佳選礦工藝參數(shù)。
2.1?全氧化礦浮選硫化鈉用量
對該氧化礦進(jìn)行硫化鈉用量探索試驗,硫化鈉用量為100?g/t、200?g/t、300?g/t、400?g/t、600?g/t。試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見圖2。
由圖2可知:隨著硫化鈉用量的增加,該氧化礦中銅回收率呈先上升后下降趨勢;當(dāng)硫化鈉用量為100?g/t時,銅回收率達(dá)到峰值,約為71.00?%。與生產(chǎn)要求的銅回收率不低于85?%的指標(biāo)還有很大差距,因此下一步開展配礦試驗研究。
2021年第2期/第42卷??選礦與冶煉選礦與冶煉??黃?金
2.2?氧化礦配礦比例
將該氧化礦與3#礦帶的硫化礦進(jìn)行配礦小型試驗,配礦以硫化礦為主,氧化礦配礦比例為5?%、10?%、15?%、20?%、25?%、30?%,即氧化率分別為13.24?%、15.36?%、17.48?%、19.60?%、21.72?%、23.84?%。通過對試驗的產(chǎn)率、品位及回收率進(jìn)行統(tǒng)計分析,尋找最優(yōu)的氧化礦配礦比例。鑒于該氧化礦的氧化程度不高,本次試驗硫化鈉用量選擇20?g/t,其他藥劑制度和試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見圖3。
由圖3可知:配礦后,銅回收率及粗精礦銅品位均有不同程度的降低,但隨著氧化礦配礦比例不斷增加,銅回收率呈先緩慢上升后下降的趨勢;當(dāng)氧化礦配礦比例為20?%時,銅回收率達(dá)到一個峰值,約為84.00?%。由此,初步判定最佳氧化礦配礦比例為20?%(氧化率19.60?%)。
2.3?不同氧化礦配礦比例的硫化鈉用量
為驗證最佳氧化礦配礦比例,開展硫化鈉用量試驗。本次硫化鈉用量試驗進(jìn)行氧化礦配礦比例、硫化鈉用量雙變量試驗,氧化礦配礦比例為5?%、10?%、15?%、20?%、25?%、30?%,硫化鈉用量為20?g/t、40?g/t、60?g/t、80?g/t和100?g/t。其他藥劑制度和試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見圖4。
由圖4可知,當(dāng)硫化鈉用量為40?g/t,氧化礦配礦比例為20?%時,銅回收率最高。該結(jié)果也驗證了氧化礦配礦比例試驗的初步判斷。
2.4?磨礦細(xì)度
固定氧化礦配礦比例20?%,硫化鈉用量40?g/t,開展不同磨礦細(xì)度試驗。其他藥劑制度和試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見圖5。
由圖5可知:隨著磨礦細(xì)度的增加,粗精礦銅品位先緩慢降低后升高,銅回收率呈逐漸升高的趨勢;但當(dāng)磨礦細(xì)度-0.074?mm大于74?%后,隨著磨礦細(xì)度的增加,銅回收率增加逐漸趨于平緩;同時考慮到磨礦成本和生產(chǎn)現(xiàn)場的實際條件,生產(chǎn)中磨礦細(xì)度-0.074?mm宜控制在67?%~70?%。因此,當(dāng)氧化礦配礦比例為20?%時,選擇磨礦細(xì)度-0.074?mm占68?%(磨礦時間10?min)。
2.5?石灰用量
在氧化礦配礦比例20?%,磨礦細(xì)度-0.074?mm占68?%,硫化鈉用量40?g/t的條件下,進(jìn)行石灰用量試驗,石灰用量為600?g/t、800?g/t、1?000?g/t、1?200?g/t、1?400?g/t。其他藥劑制度和試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見圖6。
由圖6可知:隨著石灰用量的增加,銅回收率整體呈先上升后下降的趨勢;當(dāng)石灰用量為1?200?g/t時,銅回收率最高。因此,確定石灰用量最佳為1?200?g/t。
根據(jù)生產(chǎn)現(xiàn)場情況,丁基黃藥、MA-3、2號油用量都較為穩(wěn)定,參考現(xiàn)場及其他相關(guān)試驗報告,選擇丁基黃藥用量70?g/t,MA-3用量10?g/t,2號油用量30?g/t,精選一水玻璃用量70?g/t。
2.6?全流程閉路試驗
在條件試驗的基礎(chǔ)上,分別進(jìn)行了氧化礦配礦比例20?%、30?%閉路試驗和全氧化礦閉路試驗(全氧化礦硫化鈉用量100?g/t)。試驗流程見圖7,試驗結(jié)果見表3~5。
由表3~5可知:①氧化礦配礦比例20?%時,獲得的銅精礦銅品位13.940?%,尾礦銅品位0.056?%,銅回收率86.16?%;②氧化礦配礦比例30?;%時,獲得的銅精礦銅品位14.420?%,尾礦銅品位0.067?%,銅回收率83.56?%;③全氧化礦時,獲得的銅精礦銅品位19.720?%,尾礦銅品位0.116?%,銅回收率72.28?%。
從試驗結(jié)果可看出,氧化礦配礦比例為20?%或30?%時,銅精礦銅品位低,無法滿足銷售要求,而全氧化礦時銅精礦銅品位符合要求。分析其原因為:硫化礦可磨性較氧化礦差,隨著氧化礦含量增加,礦石可磨性逐漸上升,礦石單體解離更充分,銅品位上升。因此,開展了配礦情況下的粗精礦再磨[6-8]閉路試驗。
2.7?粗精礦再磨
參考選礦廠粗精礦再磨流程對試驗粗精礦進(jìn)行再磨,再磨5?min粗精礦細(xì)度達(dá)到-0.035?mm占88?%左右。對氧化礦配礦比例分別為20?%和30?%?2種配礦情況下的粗精礦進(jìn)行再磨,閉路試驗流程和藥劑制度是在圖7的基礎(chǔ)上,增加粗精礦再磨環(huán)節(jié)。試驗結(jié)果見表6、表7。
得到顯著提高,氧化礦配礦比例為20?%時,銅品位由13.940?%提高到20.370?%,尾礦銅品位從0.056?%降低至0.051?%,銅回收率由86.16?%提高至87.35?%;氧化礦配礦比例為30?%時,銅品位由14.420?%提高至21.230?%,尾礦銅品位從0.067?%降低至0.060?%,銅回收率由83.56?%提高至85.19?%。
3?生產(chǎn)實踐
自2019年8月,該銅礦開始采用氧化礦配礦浮選工藝。通過統(tǒng)計生產(chǎn)數(shù)據(jù),生產(chǎn)中氧化礦配礦比例平均約為20?%,尾礦銅品位平均為0.050?%,銅回收率平均達(dá)到87.26?%,生產(chǎn)指標(biāo)與試驗指標(biāo)相吻合,選礦指標(biāo)較為穩(wěn)定,氧化礦的生產(chǎn)利用產(chǎn)生了很好的經(jīng)濟(jì)效益。2019-08—12氧化礦配礦后生產(chǎn)指標(biāo)見表8。
4?結(jié)?論
1)該銅礦氧化礦與硫化礦的配礦比例最佳為2∶8,即氧化礦配礦比例為20?%。為了滿足生產(chǎn)供礦需要,氧化礦配礦比例控制在20?%~30?%較合適。
2)氧化礦配礦浮選方案為一次粗選、三次精選、三次掃選流程,最佳藥劑用量為硫化鈉用量40?g/t,石灰用量1?200?g/t;同時結(jié)合生產(chǎn)實際,磨礦細(xì)度-0.074?mm?不低于68?%為宜。
3)氧化礦(氧化率42.37?%)不配礦進(jìn)行硫化浮選時,獲得的銅精礦銅品位19.720?%,尾礦銅品位0.116?%,銅回收率72.28?%;金回收率52.38?%,鉬回收率61.46?%,銀回收率54.58?%。
4)氧化礦與硫化礦配礦閉路試驗獲得的銅精礦品位低,通過粗精礦再磨,銅精礦銅品位得到顯著提高。當(dāng)氧化礦配礦比例為20?%時(氧化率19.60?%),銅精礦銅品位由13.940?%提高到20.370?%,尾礦銅品位從0.056?%降低至0.051?%,銅回收率由86.16?%提高至87.35?%;當(dāng)氧化礦配礦比例為30?%時(氧化率23.84?%),銅精礦銅品位由14.420?%提高至21.230?%,尾礦銅品位從0.067?%降低至0.060?%,銅回收率由83.56?%提高至85.19?%。
5)該銅礦采用氧化礦配礦浮選工藝進(jìn)行生產(chǎn),取得了良好生產(chǎn)指標(biāo),氧化礦配礦比例平均約為20?%,尾礦銅品位平均為0.050?%,銅回收率平均達(dá)到87.26?%。
[參?考?文?獻(xiàn)]
[1]?張世民,葉國華,張爽,等.云南某低品位硫氧混合型銅礦浮選試驗研究[J].礦產(chǎn)綜合利用,2016(3):40-43.
[2]?張世民.硫氧混合型銅礦中Cu及伴生Au、Ag的綜合回收[D].昆明:昆明理工大學(xué),2017.
[3]?白潔,艾晶,張行榮.氧化銅礦浮選藥劑研究與應(yīng)用進(jìn)展[J].現(xiàn)代礦業(yè),2014(12):48-52.
[4]?程瓊,庫建剛,劉殿文.氧化銅礦浮選方法研究[J].礦產(chǎn)保護(hù)與利用,2005(5):32-35.
[5]?路良山,朱仁鋒.新疆某難選氧化銅礦浮選試驗研究[J].中國礦業(yè),2013,22(6):93-96,100.
[6]?袁明華,普倉鳳,趙繼春.提高大紅山銅礦銅精礦品位試驗研究[J].有色金屬(選礦部分),2009(4):12-14.
[7]?柴垣民.提高銅礦峪銅精礦品位工藝途徑探討[J].有色金屬(選礦部分),1998(1):13-16.
[8]?何旭,師芩梅.云南某低品位銅礦浮選工藝流程試驗研究[J].世界有色金屬,2017(14):92-93.