铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺研究论文_郭彬,张坤

安徽太平矿业有限公司 安徽淮北 235000

摘要:我国矿产资源共(伴)生组分多,潜在价值较大,开发利用价值大,开发难度亦较大。我国铁矿资源矿石类型复杂,难选矿和多组分共(伴)生铁矿储量所占比重大,最主要的有钒、钛、铌、铜、钴、硫和稀土等,具有较高的利用价值。目前我国由于选冶技术水平低,多组分铁矿资源综合利用程度不高。随着科学技术水平的提高,这些共(伴)生组分将得到充分的综合回收利用。

关键词:铜金铁多;金属矿;综合回收;选矿工艺

1矿石性质

矿石含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%,属低磷高硫碱性含铜的原生磁铁矿矿石。肉眼下大多显灰黑色,多呈浸染状产出,部分具块状构造或浸染状构造。镜下鉴定、X射线衍射分析和扫描电镜分析结果表明,磁铁矿是主要的铁矿物,偶见少量假象赤铁矿和褐铁矿;黄铁矿是主要的金属硫化物,次为白铁矿、黄铜矿、斑铜矿和铜蓝;含量较高的脉石矿物为方解石、铁白云石、黑云母和绿泥石,其次为石英、玉髓和蛇纹石,其它微量矿物包括磷灰石、金红石、榍石、黝帘石和锆石等。铁和铜化学物相分析结果见表2。其中TFe/FeO比为2.58,碱性系数为1.36。

在显微镜下对矿石中磁铁矿、黄铁矿和铜矿物(包括黄铜矿、斑铜矿和铜蓝)的嵌布粒度统计结果表明,矿石中磁铁矿、黄铁矿和铜矿物均属较典型中细粒不均匀嵌布的范畴,其中黄铁矿的粒度最粗,磁铁矿次之。黄铁矿与磁铁矿之间的接触界线较为平直规则,磨矿后绝大部分将呈单体产出。单纯从嵌布粒度来看,欲使90%以上的磁铁矿呈单体产出,处理区内矿石时以选择-0.15mm的磨矿细度(-0.075mm粒级约占75%)较为适宜,此时98%左右的黄铁矿和75%左右的黄铜矿将可获得解离。

2原矿性质及试验方案

2.1原矿性质

原矿化学多元素分析结果见表1。

表1 原矿化学多元素分析结果(质量分数)/%

由表1可以看出,具有回收价值的元素为Au、Cu、Fe。裸露半裸露金和硫化矿包裹金占总金的66.04%,属于较易选金。原生硫化相铜占总铜的41.43%;次生硫化相铜占总铜的37.14%,属于较难选铜。易选的磁性铁占全铁的71.71%。主要脉石矿物为碳酸盐、白云母、蛇纹石、橄榄石、透辉石、绿帘石。

2.2试验流程、药剂及试验方法

2.2.1试验流程

浮选试验流程采用硫氧混合浮选经一次粗选、两次扫选、四次精选工艺流程,获得铜金混合精矿。浮选尾矿经一次粗选(粗精矿再磨)、一次精选的磁选流程获得铁精矿。

2.2.2试验药剂及设备

浮选所用药剂主要有抑制剂水玻璃、六偏磷酸钠,捕收剂丁基黄药、丁铵黑药,活化剂硫化钠、硫酸铵,起泡剂2#油,pH调整剂碳酸钠。

3试验结果与讨论

3.1硫氧混合浮选工艺优化条件试验

3.1.1磨矿细度试验

采用一次粗选流程,在碳酸钠用量1000g/t、六偏磷酸钠用量300g/t、丁基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量50g/t条件下,考察了磨矿细度对浮选指标的影响。

当磨矿细度从-0.074mm粒级含量由50%增至90%时,铜金精矿中金品位从16.80g/t下降至10.30g/t,铜品位从6.14%下降至3.56%。磨矿细度越细,泥化程度越高,恶化了浮选过程,从而导致铜和金品位下降。随着磨矿细度增加,金回收率从70.39%上升至77.06%,铜回收率从55.26%上升至57.25%。磨矿细度增加有助于有用矿物的单体解离,从而使得在一定范围内金和铜回收率也随之增加。综上所述,考虑到磨矿成本,磨矿细度-0.074mm粒级占70%为宜。

3.1.2捕收剂种类试验

在磨矿细度为-0.074mm粒级占70%时,碳酸钠用量1000g/t、六偏磷酸钠用量300g/t、硫化钠用量300g/t、2号油用量24g/t条件下,考察了捕收剂种类对浮选指标的影响。

单独使用丁基黄药时,铜金精矿中金和铜回收率低于使用丁基黄药+丁铵黑药组合药剂时的指标。单一药剂只能单一的改变其选择性或者捕收性能,而组合用药既可以改变选择性又可以增强捕收能力及“1+1>2”。综上所述,选择丁基黄药+丁铵黑药(100+50g/t)作为本次试验的捕收剂。

3.1.3六偏磷酸钠用量试验

捕收剂丁基黄药+丁铵黑药用量100+50g/t,其他条件不变,考察了六偏磷酸钠用量对浮选指标的影响。六偏磷酸钠用量增加,铜金精矿中金品位和铜品位升高。六偏磷酸钠阴离子有吸附活性,易吸附在石英等硅酸盐矿物表面,也易吸附在方解石等碳酸盐矿物表面,从而导致其金、铜品位上升。而铜、金回收率降低的原因是六偏磷酸钠用量太大会产生消泡现象,导致上浮的目标矿物还未被选出又返回到矿浆中,从而影响选矿指标。综上所述,六偏磷酸钠用量不宜太大,以300g/t为宜。

3.2磁选工艺优化试验研究

3.2.1粗选磁场强度试验

对浮选尾矿(-0.074mm粒级占71.2%)进行了磁选试验,采用一段磁选工艺,磁场强度增加,铁品位下降,而产率和回收率逐渐增大。因此,粗选磁场强度选择95kA/m为宜。

3.2.2粗精矿再磨细度试验

在粗选磁场强度为95kA/m条件下,对磁选粗精矿进行再磨再选试验,精选磁场强度为63kA/m。磁选粗精矿再磨后铁精矿品位明显高于不再磨,粗精矿再磨有助于有用矿物单体解离,从而提高铁精矿品位。当磨矿细度增大时,铁精矿品位和回收率均呈现出先升高后降低的趋势,可见过磨会影响磁选效果,最终确定再磨磨矿细度为-0.074mm粒级占88.5%。

3.3浮选-磁选联合流程试验

闭路试验是在不连续的设备上模拟现场连续工作,主要考察中矿返回对浮选指标的影响。经一粗二扫四精浮选,浮选尾矿经一次粗选(粗精矿再磨)、一次精选选铁可以得到铜金精矿含铜17.31%、铜回收率65.34%,金品位52.40g/t、金回收率82.15%,铁精矿含铁64.20%、铁回收率66.64%的技术指标。采用硫氧混合浮选铜金精矿、尾矿再选铁的工艺流程,达到了对铜金铁多金属矿综合回收的目的。

结论

浮选尾矿采用弱磁选工艺经一次粗选(粗精矿再磨)、一次精选获得铁精矿含铁64.20%、铁回收率66.64%的技术指标。试验采用的硫氧混合浮选-磁选工艺流程方案,获得的选别指标较理想,达到了多金属综合回收的目的,同时为企业增加了经济效益。

参考文献:

[1]乔吉波,王少东,简胜,等.澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究[J].矿冶工程,2017(2):46-49.

[2]张国.某低品位含铜硫磁铁矿石选矿试验研究[J].新疆有色金属,2017(S2):151-153.

论文作者:郭彬,张坤

论文发表刊物:《基层建设》2019年第6期

论文发表时间:2019/4/19

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