2013, Vol. 4引用本文 |
| 新型药剂浮选江西某难选铜矿的试验研究 |  [PDF全文] |
b. 江西理工大学，资源与环境工程学院 江西 赣州 341000
b. JiangXi University of Science and Technology, School of Resource and Environmental Engineering, Ganzhou 341000, China
近年来，随着硫化矿资源向贫、细、杂方向过渡，选用常规的药剂制度已难以达到理想的浮选指标[1-3].江西某铜矿为露天斑岩铜矿，由于铜硫致密共生，嵌布粒度很细，氧化程度较高，要想得到理想的铜精矿，须选用高效活化剂或者捕收剂，并且铜硫分离的好坏对铜精矿的质量也有着重要影响[4-6].目前，铜硫分离一般采用高碱浮选工艺，但这种工艺存在较大的弊端--不仅带来环境污染，堵塞设备和管道，而且会使伴生贵金属进入硫精矿中.在研究了该矿石性质的基础上，进行了详细的选矿工艺研究，最终确定“混合浮选-混合粗精矿再磨-铜硫分离”工艺流程，并使用新型活化剂WH-1#来提高铜精矿品位，新型组合药剂实现该矿在低碱条件下的铜硫分离[7-9]，此工艺不仅降低了石灰用量，而且节约了药剂成本和磨矿成本，最终获得了较好的浮选指标，提高了选厂的经济效益[10].
1 矿石性质试验矿样组成相对复杂，氧化程度较高，矿样中铜矿物主要为黄铜矿，其次为斑铜矿，矿样铜品位为0.46 %；脉石矿物主要为石英和方解石，其次为长石、绢云母、碳酸盐矿物和绿泥石等；贵金属矿物主要含有银.铜矿物与脉石和黄铁矿关系密切，主要以中细粒嵌布，解离程度较差.原矿的化学多元素分析结果见表 1，铜的物相分析结果见表 2，粒度筛分分析[11]结果见表 3.
| 表1 原矿化学多元素分析结果/% |
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| 表2 铜物相分析结果/% |
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| 表3 原矿粒度筛分分析结果 |
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由表 1、表 2可知，矿石中可供回收的有价元素为铜和硫，并且有87.62 %的铜以硫化铜形式存在.
由表 3可知，铜硫在粗粒级分布广泛，因此，在铜硫混合浮选前应对原矿进行细磨.
2 选矿试验对于硫化铜矿浮选，一般采用“优先浮选铜再选硫工艺流程”或“铜硫混浮再分离工艺流程”.
根据该矿的矿石性质分析，可回收的有价金属有铜和硫，试验采用“混合浮选-混合粗精矿再磨-铜硫分离”工艺流程[12].为了确定最佳浮选条件，本试验对该矿石进行了石灰用量、调整剂用量、捕收剂用量及磨矿细度等条件试验，混合浮选条件试验流程见图 1.
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| 图 1 混合浮选条件试验流程 |
2.1 铜硫混合粗选条件试验 2.1.1 石灰用量试验
试验固定磨矿粒度小于0.074 mm粒级占75 %，WH-1#用量2 000 g/t，丁黄和丁胺黑药各70 g/t的条件下，进行了石灰用量试验，试验结果见表 4.
| 表4 石灰用量试验结果/% |
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从表 4结果可知：随着石灰用量增加，铜的品位和回收率先增后减，，当石灰用量为500 g/t时，铜的品位和回收率均最高.因此，进行铜硫混浮试验时确定石灰用量为500 g/t.
2.1.2 活化剂用量试验由于该矿石矿物组成比较复杂，铜矿物氧化率较高，试验选用新型活化剂WH-1#，对铜进行活化，效果显著，该活化剂对黄铁矿浮选几乎没有影响，并且价格低廉.在磨矿粒度小于0.074 mm粒级占75 %、石灰用量为500 g/t、丁黄和丁胺黑药各70 g/t的条件下，进行了WH-1#用量条件试验，试验结果见表 5.
| 表5 WH-1#用量试验结果/% |
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由表 5可以看出，WH-1#对铜的活化作用明显，但当用量过大时，对铜的活化作用反而降低.由试验结果确定WH-1#用量为3 000 g/t为宜.
2.1.3 捕收剂用量试验硫化矿浮选药剂主要为黄药、黑药以及硫氮类等，近年来也出现了一些高效捕收剂，但药剂成本较高，本试验采用常规药剂丁基黄药和丁胺黑药按照1:1配比作为捕收剂，在磨矿粒度为小于0.074 mm粒级占75 %，石灰500 g/t和WH-1#3 000 g/t的条件下进行了捕收剂的用量试验，试验结果见表 6.
| 表6 捕收剂用量试验结果/% |
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由表 6可以看出，当丁黄和丁胺黑药各70 g/t时，铜硫的回收率均达到最好.
2.2 再磨细度试验由于该铜矿主要以中细粒嵌布，粗磨难以使矿物单体解离，以致铜、硫矿物不能有效地分离，为了提高铜精矿、硫精矿的品位和回收率，对铜硫混合精矿进行了再磨细度试验[13-14].试验中固定铜硫分离组合抑制剂白1白2用量各750 g/t，试验流程见图 2，试验结果见表 7.
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| 图 2 混合粗精矿再磨细度试验流程 |
| 表7 再磨试验结果/% |
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由表 7可知，随着磨矿粒度小于0.047 mm粒级含量的增加，铜精矿、硫精矿回收率均明显增加，但当小于0.047 mm粒级含量增加到85 %时，铜硫分离效果最好，继续增加磨矿细度分离效果反而变差，可能造成了过粉碎.因此确定再磨粒度为小于0.047 mm粒级占85 %.
2.3 铜硫分离抑制剂用量试验传统铜硫分离一般选用高碱浮选工艺，不仅带来环境污染，堵塞设备和管道，而且会使伴生贵金属进入硫精矿中[15].本试验采用低碱度铜硫分离的方法，在磨矿粒度小于0.047 mm粒级占85 %、石灰调整矿浆pH值到9~10、WH-1#用量为1 500 g/t，进行了抑制剂用量试验.抑制剂白1白2按1:1配比，其用量试验流程见图 3，试验结果见表 8.
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| 图 3 抑制剂用量试验流程 |
| 表8 抑制剂用量试验结果/% |
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从表 8可以看出，随着抑制剂用量的增加，硫的回收率逐渐降低，品位变化不大，但当组合抑制剂用量超过2 000 g/t时，铜粗精矿回收率开始下降.因此，确定最佳的组合抑制剂用量为2 000 g/t.
2.4 小型闭路试验结果综合上述的条件试验以及开路试验，经过适当地调节药剂用量后对该矿进行了试验室闭路试验，闭路试验流程见图 4，试验结果见表 9.
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| 图 4 闭路试验流程 |
| 表9 闭路试验结果/% |
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由表 9可知，采用新型药剂WH-1#对铜矿物进行活化，并使用新型组合药剂进行低碱度铜硫分离，浮选指标较理想，获得了品位为20.23 %、回收率为85.76 %的铜精矿及品位为39.19 %、回收率为65.68 %的硫精矿.
3 结论(1)江西某铜矿矿样组成相对复杂，铜矿物氧化程度较高，主要以中细粒嵌布，解离程度较差.
(2)试验选用新型药剂WH-1#对铜矿物进行活化，效果显著，使铜精矿的回收率得到了明显的提高.
(3)试验使用组合抑制剂(白1白2按1:1比例配比)，成功实现了低碱度铜硫分离.
(4)试验采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-低碱度铜硫分离”试验流程，浮选指标较理想，获得了品位为20.23 %、回收率为85.76 %的铜精矿及品位为39.19 %、回收率为65.68 %的硫精矿.
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