时间:2024-07-28
杨政国
(1.紫金矿业集团股份有限公司;2.西藏巨龙铜业有限公司)
随着高品位硫化铜矿石资源的逐渐减少,难选氧化铜矿石资源的利用越来越受到人们的重视。在我国的铜矿资源中,氧化铜矿资源占有重要的地位[1]。氧化铜矿石的选矿难度非常大,主要因为矿石结构松散、易碎,含水率高,磨矿过程中易泥化,矿泥会恶化浮选环境;有用矿物嵌布粒度细,一般呈凝胶状或土状,难以分离回收;有的氧化铜矿物溶于水,矿浆中铜离子的浓度高导致浮选过程的选择性下降;氧化铜矿物种类多,可浮性差异大;脉石组成复杂,有硅质、钙质及铁质脉石,对浮选影响大[2]。
我国的氧化铜矿床不仅包括独立的氧化铜矿床,而且硫化铜矿床上部普遍存在着深度不一的氧化带[3]。因此,对硫氧混合型铜矿石开展深入的可选性研究,有利于提高氧化铜矿石的回收率。
浮选法是目前处理氧化铜矿石的主要方法,其中以硫化-浮选法最为常用。该法用硫化钠、硫化铵、硫氢化钠、熔融硫等硫化剂预先硫化氧化铜矿物表面,然后用黄药类捕收剂进行浮选[4-8]。有研究表明,用(NH4)2S 作硫化剂,使矿浆保持适宜的硫离子浓度,能浮选最难回收的硅孔雀石,回收率达80%[4];在赞比亚的Chingola、Konkoia 等选厂采用NaHS 为硫化剂,对氧化铜矿石进行硫化、黄药浮选,氧化铜的回收率为70%~85%[5];东川矿务局中心试验所提出水热硫化、温水浮选工艺[6-7],处理不同类型的难选氧化铜矿石,工艺指标比常规浮选均有大幅度的提高。参考现有研究成果,对黑龙江某硫化铜矿床中的高氧化率铜矿石进行了常规硫化浮选试验,以便为该矿石的开发利用提供依据。
矿石主要化学成分分析结果见表1。
注:Au、Ag的含量单位为g/t。
由表1 可看出,矿石中有价成分为铜,主要脉石组分SiO2含量57.80%,Al2O3含量14%。
矿石铜物相分析结果见表2。
由表2 可看出,铜主要以氧化铜的形式存在,其中自由氧化铜占比高达66.67%,铜氧化率为73.02%,因此,矿石属于高氧化率铜矿石。
矿石的矿物组成及含量见表3。
由表3 可看出,与硫化铜矿物相比,矿石中氧化铜矿物含量较高,孔雀石含量0.57%、硅孔雀含量0.28%、胆矾含量0.02%;硫化铜矿物黄铜矿含量0.26%、斑铜矿含量0.15%、辉铜矿含量0.04%。其他金属硫化物主要为黄铁矿。脉石矿物主要是石英、高岭石、黑云母及钾长石,高岭石、黑云母、绢云母等黏土矿物及易泥化矿物含量较高。
矿石中氧化铜矿物含量较高将影响铜矿物的浮选回收,尤其是硅孔雀石亲水性极强;高岭石、黑云母、绢云母等易泥化矿物的泥化将恶化浮选环境,这些矿泥易被夹带进浮选精矿中。为尽量减少泥化的不利影响,并降低磨矿能耗,宜采用阶段磨选工艺进行试验[9]。
矿石中铜矿物的嵌布关系采用显微镜进行观察[10],结果见图1 和图2。其中的黄铜矿主要与黄铁矿等脉石矿物连生;孔雀石呈不规则粒状或放射状被脉石矿物包裹,部分孔雀石仅边缘连生少量其他矿物;硅孔雀石呈细脉状分布,嵌布粒度较细,或与孔雀石呈集合体形式充填在石英等脉石矿物的间隙或裂隙中。
由于矿石属于高氧化率铜矿石,且含有一定的易泥化矿物,因此,该矿石原则上宜采用先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的异步浮选流程选铜[11],试验先用硫化矿捕收剂浮选硫化铜矿物,再在硫化钠或硫氢化钠硫化氧化铜矿物后用强捕收剂回收氧化铜矿物。该原则流程具有分支异步浮选、能收早收的特点,能减弱氧化铜矿物对硫化铜精选的影响。而硫化铜矿物和氧化铜矿物混合浮选流程较简单,应用也相当广泛[12]。本研究将确定经济、高效的选矿工艺及其参数。
2.1.1 磨矿细度试验
磨矿细度直接决定着目的矿物的解离程度[13],过磨和欠磨均不利于分选指标的改善。异步浮选磨矿细度试验固定硫化铜矿物浮选的丁基黄药用量100 g/t、石灰用量1 000 g/t、2#油用量30 g/t,氧化铜矿物浮选的硫化钠用量1 000 g/t、丁基黄药用量100 g/t,试验结果见表4。
由表4 可看出,当磨矿细度为-0.074 mm 占75%时,铜精矿总回收率达61.14%,产品指标较好,因此,确定磨矿细度为-0.074 mm占75%。
2.1.2 石灰用量试验
矿浆pH 调整剂的添加能改变矿物表面的性质,提高矿物浮选的选择性。石灰的添加可以改善硫化铜矿物的浮选效果,但用量过大会影响铜矿物表面的疏水性,进而影响铜矿物的回收。异步浮选石灰用量试验固定磨矿细度为-0.074 mm 占75%、丁基黄药用量100 g/t、2#油用量30 g/t,氧化铜矿物浮选的硫化钠用量1 000 g/t、丁基黄药用量为100 g/t,石灰用量试验结果见表5。
由表5 可看出,随着石灰用量增加,铜精矿回收率上升,品位总体下降。综合考虑,确定石灰用量1 000 g/t。
2.1.3 硫化钠用量试验
硫化钠是氧化铜矿物的硫化剂,用量过大会抑制硫化矿物的浮选,影响铜的综合回收。因此,控制硫化钠用量很重要。混合浮选硫化钠用量试验固定磨矿细度为-0.074 mm占75%,丁基黄药用量100 g/t,石灰用量1 000 g/t,2#油用量30 g/t,硫化钠用量试验结果见表6。
由表6 可看出,硫化钠用量增大,铜精矿品位和回收率均先升后降,因此,确定粗选硫化钠用量850 g/t。
2.1.4 硫化铜粗精矿再磨细度试验
对异步浮选硫化铜粗精矿进行再磨细度试验采用艾砂磨机[14],试验采用1 粗1 精浮选流程,粗选磨矿细度-0.074 mm 占75%、石灰用量1 000 g/t、丁基黄药用量150 g/t、2#油用量30 g/t,精选丁基黄药用量10 g/t、2#油用量5 g/t,试验结果见表7。
由表7 可看出,随着再磨细度的提高,硫化铜精矿品位和回收率均先升后降,因此,确定再磨细度为-0.038 mm占78%。
在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验,先硫后氧异步浮选闭路流程见图3,硫氧混浮流程见图4,试验结果见表8。
由表8可看出,采用异步浮选流程获得的总铜精矿铜品位19.71%、铜回收率67.98%,与混合浮选流程相比,铜精矿品位高1.45 个百分点,铜回收率高4.47个百分点。
(1)黑龙江某硫化铜矿床中氧化铜矿石的主要脉石组分SiO2含量57.80%,Al2O3含量14.00%;铜主要以氧化铜的形式存在,其中自由氧化铜占有率高达66.67%,铜氧化率73.02%;主要氧化铜矿物孔雀石含量0.57%、硅孔雀含量0.28%,主要硫化铜矿物黄铜矿含量0.26%、斑铜矿含量0.15%。脉石矿物主要是石英、高岭石、黑云母及钾长石,黄铁矿少量,高岭石、黑云母、绢云母等黏土矿物及易泥化矿物含量较高;黄铜矿主要与黄铁矿等脉石矿物连生,孔雀石呈不规则粒状或放射状被脉石矿物包裹,部分孔雀石仅边缘连生少量其他矿物;硅孔雀石呈细脉状分布,嵌布粒度较细,或与孔雀石呈集合体形式充填在石英等脉石矿物的间隙或裂隙中。
(2)通过石灰调节矿浆pH 值,硫化钠活化氧化铜矿物,粗磨细度-0.074 mm 占75%,硫化铜粗精矿艾萨磨再磨至-0.038 mm 占78%情况下,采用先浮硫化铜矿物、后浮氧化铜矿物的异步浮选流程处理矿石,可获得铜精矿品位19.71%、铜回收率67.98%的铜精矿,与混合浮选流程相比,铜精矿品位高1.45 个百分点,铜回收率高4.47个百分点。
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