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        湖北某低品位銅礦浮選工藝研究

        2016-05-18 03:00:11曹玉川黃光耀楊柳毅劉思為鄧慶湘顧翔宇
        湖南有色金屬 2016年3期
        關鍵詞:收劑磨礦細度

        曹玉川,黃光耀,楊柳毅,劉思為,鄧慶湘,顧翔宇

        (長沙礦冶研究院有限責任公司,湖南長沙 410012)

        湖北某低品位銅礦浮選工藝研究

        曹玉川,黃光耀,楊柳毅,劉思為,鄧慶湘,顧翔宇

        (長沙礦冶研究院有限責任公司,湖南長沙 410012)

        針對湖北某銅礦的礦物學特點,在查明試樣多元素分析和目的礦物成分的基礎上,進行了大量的條件試驗,確定了最佳的工藝參數(shù),采用銅硫混浮-粗精礦再磨-銅硫分離工藝流程,針對含銅0.152%的原礦,最終可獲得銅精礦含銅12.38%,回收率75.57%的指標。

        銅礦;浮選;銅硫混浮;銅硫分離

        銅在國民經(jīng)濟發(fā)展中具有重要的戰(zhàn)略地位,銅礦資源更是不可再生的短缺資源[1]。隨著礦山開采的深入,礦產(chǎn)資源日趨貧、細、雜,選別作業(yè)難度增加,供需矛盾也日益加大[2,3]。針對我國銅礦資源的特點,加大低品位銅礦資源深度開發(fā),實現(xiàn)礦產(chǎn)資源的綜合利用,有利于緩解我國銅工業(yè)存在的供需矛盾,具有重大的經(jīng)濟意義和社會意義[3]。

        處理銅硫礦石的浮選流程主要有優(yōu)先浮選、混合浮選、等可浮、部分優(yōu)先浮選-混合浮選、快速浮選、分步優(yōu)先浮選、部分混合浮選、異步混合浮選等[4],本文針對湖北某低品位銅礦石的礦物學特點,進行了系統(tǒng)選礦試驗研究,確定了適合該礦的選礦工藝流程,獲得了較為理想的試驗指標。

        1 原礦性質

        1.1 試樣多元素分析

        試樣多元素分析結果見表1,由表1可知,試驗礦樣中可供回收的有價元素主要為銅,含量為0.152%,選礦需要排除的組分主要有SiO2、Al2O3、Fe、CaO、MgO、S等。

        表1 試驗礦樣多元素分析結果%

        1.2 試樣物相分析

        試樣銅物相分析結果見表2。

        表2 試驗礦樣銅物相分析結果%

        1.3 銅礦物的嵌布粒度

        礦石中銅礦物的粒度組成及其分布特點對確定磨礦細度和制訂合理的選礦工藝流程有著直接的影響。為此,在鏡下對礦石中銅礦物(包括黃銅礦、斑銅礦和銅藍)的嵌布粒度進行了統(tǒng)計,結果見表3。

        表3 銅礦物的嵌布粒度

        由表3可以看出,礦石中銅礦物具有不均勻中細?!⒓毩G恫嫉奶卣鳎斄<墳?0.105 mm時,正累計分布率銅礦物88.53%,單純從嵌布粒度來看,在-0.074 mm的磨礦細度條件下,90%以上的銅礦物可獲得較好的解離,此時-0.074 mm約占95%。但由于礦石中解理較為發(fā)育、硬度較低的脈石礦物(包括石榴石、黑云母、方解石、角閃石、輝石和綠泥石)含量較高,加之黃銅礦沿這些礦物粒間分布而有利于其解離,所以實際選礦過程中選擇的磨礦細度可在此基礎上適當放粗。

        2 浮選條件試驗

        針對該低品位銅礦石的礦物學特點,通過一系列探索試驗,確定選礦原則流程為銅硫混浮-粗精礦再磨-銅硫分離工藝流程。

        2.1 磨礦細度試驗

        合理的磨礦細度應保證目的礦物和脈石礦物得以有效分離的同時,盡可能減少目的礦物的過磨和次生礦泥的產(chǎn)生。如圖1所示工藝流程,進行了不同磨礦細度條件下的浮選試驗。試驗結果見表4。

        圖1 不同磨礦細度浮選試驗流程

        由表4結果可知,隨著磨礦細度的提高,精礦產(chǎn)率隨之提高,精礦品位呈下降趨勢,精礦回收率則先升高,后緩慢降低。當磨礦細度為-0.074 mm占70%時,精礦回收率最高,達到77.08%,精礦品位也較高,繼續(xù)增加磨礦細度,精礦品位和回收率均下降,因此,銅硫混浮時磨礦細度確定為-0.074 mm占70%。

        2.2 硫酸用量試驗

        如圖2所示工藝流程,進行了硫酸用量浮選試驗。試驗結果見表5。

        表4 磨礦細度試驗結果%

        圖2 硫酸用量浮選試驗流程

        由表5可知,隨著硫酸用量的增加,精礦產(chǎn)率先緩慢增加,后基本上呈下降趨勢,精礦品位則相差不大,回收率則先緩慢增加,后慢慢降低,當硫酸用量為500 g/t時,精礦回收率最高,達到77.97%,與不添加硫酸指標比較,精礦品位相同,回收率僅提高了0.49%,效果有限,考慮到藥劑成本、藥劑制度簡單化及環(huán)保,確定銅硫混浮段不添加硫酸。

        2.3 捕收劑對比試驗

        按圖3所示工藝流程,進行了不同捕收劑浮選試驗。試驗結果見表6。

        表5 硫酸用量試驗結果

        圖3 捕收劑對比試驗流程

        由表6結果可知,混合藥劑“丁基黃藥+丁銨黑藥”按1∶9配比時獲得的銅精礦回收率最高,達到82.97%;混合藥劑“丁基黃藥+丁銨黑藥”按4∶1配比時獲得的銅精礦品位最高,但是回收率只有78.31%;其它混合藥劑的指標則不太理想,回收率均不超過78%,考慮到該階段為銅硫混合作業(yè),選取回收率最高的指標,即選取混合藥劑“丁基黃藥+丁銨黑藥”按1∶9配比作為浮選捕收劑。

        表6 不同捕收劑對比試驗結果

        2.4 捕收劑配比試驗

        如圖4所示工藝流程,進行了混合捕收劑質量配比浮選試驗。試驗結果見表7。

        圖4 混合捕收劑配比浮選試驗流程

        由表7可知,隨著混合藥劑中丁銨黑藥配比的增加,精礦產(chǎn)率顯著增加,當配比達到1∶3之后,精礦產(chǎn)率基本上維持穩(wěn)定;品位則呈下降趨勢,后略微升高;當配比達到1∶9時,精礦回收率最高,達到82.97%,綜合考慮各項指標,選擇丁基黃藥∶丁銨黑藥配比為1∶9。

        2.5 捕收劑用量試驗

        如圖5所示工藝流程,進行了捕收劑用量浮選試驗,其中捕收劑為混合藥劑“丁基黃藥+丁銨黑藥”,質量配比為1∶9。試驗結果見表8。

        表7 組合藥劑丁基黃藥+丁銨黑藥配比試驗結果

        圖5 捕收劑用量試驗流程

        由表8可知,隨著捕收劑用量的增加,精礦產(chǎn)率逐漸增加,精礦品位慢慢下降,回收率則緩慢升高。當藥劑用量為40 g/t時,精礦銅品位最高,但回收率最低,為69.52%,當藥劑用量為60 g/t時,回收率上升到了80.29%,當捕收劑用量進一步增加時,回收率略微增加,精礦品位則下降較快。因此綜合各項指標,選擇捕收劑用量60 g/t。

        表8 捕收劑用量試驗結果

        3 銅硫混浮段閉路試驗

        采用一粗二掃一精、中礦順序返回流程進行閉路試驗,試驗流程如圖6所示,試驗結果見表9。

        圖6 銅硫混浮段閉路試驗流程

        表9 銅硫混浮段閉路試驗結果%

        由表9試驗結果可知,采用“一粗二掃一精”中礦順序返回閉路流程,最終可獲得銅硫混浮精礦銅品位1.19%、回收率87.74%、尾礦品位0.021%、金屬損失率12.26%的指標。

        4 粗精礦再磨銅硫分離試驗

        針對含銅1.19%的銅硫混浮粗精礦進行再磨閉路試驗,磨礦細度為-0.074 mm占98%,流程為“一粗二掃二精”中礦順序返回,采用Z-200作為銅礦的捕收劑,氧化鈣作為黃鐵礦的抑制劑,可獲得銅精礦銅品位12.38%、作業(yè)回收率86.13%、尾礦品位0.18%、金屬損失率13.87%的指標。針對含銅0.152%的原礦,最終可獲得銅精礦含銅12.38%、回收率75.57%的指標。

        5 結 語

        1.該銅礦石含銅0.152%,主要組分是硫化銅礦,含有較少的氧化銅,屬于易回收銅礦石。

        2.針對含銅0.152%的原礦,采用“一粗二掃一精”中礦順序返回閉路流程,可獲得銅硫混浮粗精礦銅品位1.19%、回收率87.74%、尾礦品位0.021%、金屬損失率12.26%的指標。

        3.針對含銅1.19%的銅硫混浮粗精礦進行再磨閉路試驗,流程為“一粗二掃二精”中礦順序返回,可獲得銅精礦銅品位12.38%、回收率86.13%、尾礦品位0.18%、金屬損失率13.87%的指標。針對含銅0.152%的原礦,最終可獲得銅精礦含銅12.38%、回收率75.57%的指標。

        [1] 劉有才.斑巖型銅鉬礦的浮選新藥劑與新工藝研究[D].長沙:中南大學,2012.

        [2] 郭玉武,陳昌才,魏黨生,等.四川某伴生銅鉛鋅硫鐵礦綜合回收選礦試驗研究[J].礦冶工程,2015,35(3):58-62.

        [3] 吳江林.提高安床銅礦銅回收率試驗研究[D].武漢:武漢理工大學,2008.

        [4] 黃萬撫,王群迎.某難選銅硫礦石選礦試驗研究[J].礦冶工程,2015,35(6):54-56.

        Process Study on Some Low Grade Copper Ore in Hubei Province

        CAO Yu-chuan,HUANG Guang-yao,YANG Liu-yi,LIU Si-wei,DENG Qing-xiang,GU Xiang-yu
        (ChangshAresearch Institute of Mining and Metallurgy Co.,Ltd.,Changsha 410012,China)

        In view of the characteristics of some copper ore,starting with studying on the mineral chemical composition of raw ore,series of experiments were tested and the optimum process parameters were determined.An copper concentrate with a grade of12.38%Cu and recovery rate of 75.57%was obtained by the flowsheet ofmixed flotation,coarse concentrate regrinding and Cu-S separation.

        copper ore;flotation;Cu-Smixed flotation;Cu-S separation

        TD952

        A

        1003-5540(2016)03-0009-05

        2016-04-20

        曹玉川(1987-),男,工程師,主要從事微細粒浮選工藝技術研究工作。

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