贵州某铜尾矿铜金回收浮选试验

2015-03-17 09:07孙乾予莽昌烨辽宁工程技术大学矿业学院辽宁阜新123000
金属矿山 2015年1期
关键词:黄药丁基磨矿

刘 豹 王 梓 孙乾予 莽昌烨(辽宁工程技术大学矿业学院,辽宁 阜新 123000)

贵州某铜尾矿铜金回收浮选试验

刘 豹 王 梓 孙乾予 莽昌烨(辽宁工程技术大学矿业学院,辽宁 阜新 123000)

贵州某铜尾矿-200目含量为40.17%,主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿,并伴生有少量的金、银。黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等共生关系密切,呈细粒、微细粒不均匀嵌布,部分粒度极细,难以单体解离;金主要为裸露金和黄铜矿包裹金。为了高效开发利用该二次资源,进行了铜金综合浮选回收试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%的情况下采用1粗2精2扫、精矿2再磨至-325目占85%后2次精选、中矿顺序返回流程处理该试样,最终获得了铜、金、银品位分别为13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,铜、金、银回收率分别为58.70%、56.66%、43.72%的铜金精矿。

铜尾矿 综合回收 再磨

2000年前后,我国的城镇化建设迈入高速发展时期,差不多同期,世界其他几个金砖国家的经济也进入高速发展期,导致世界对铜、铁等资源的需求量大增,优质矿产资源保有量急速下滑。与这场轰轰烈烈的资源开发浪潮相对应的是矿产品资源价格的飞涨,此前因技术和经济条件限制、在粗放型生产方式下排放的尾矿有了综合利用价值[1-3]。

贵州某老尾矿库中堆存有约600万t铜尾矿,铜、金品位均较高,在目前的经济环境下开展铜、金综合回收工艺技术研究很有必要。

1 试样性质

试样-200目含量为40.17%,主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿等,脉石矿物主要有石英、角闪石、方解石、石榴石、透辉石、绿泥石等。黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等共生关系密切,呈细粒、微细粒不均匀嵌布,部分粒度极细,难以单体解离,且连生体、包裹体较多;从金的赋存状态来看,金主要为裸露金和黄铜矿包裹金。试样主要化学成分分析结果见表1、铜物相分析结果见表2,金物相分析结果见表3。

表1 试样主要化学成分分析结果
Table 1 Main chemical components analysis of the sample %

成 分CuFeSSiO2AuAg含 量0.3111.747.9854.750.467.30

注:Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 试样铜物相分析结果
Table 2 Copper phase analysis results of the sample %

铜相别含 量占有率原生硫化铜0.15449.68次生硫化铜0.05517.74自由氧化铜0.0103.23结合氧化铜0.09129.35总 铜0.310100.0

表3 试样金物相分析结果Table 3 Gold phase analysis results of the sample

从表1可知,试样中有回收价值的元素为铜、金,银、硫有综合回收价值。

从表2可知,试样中的铜主要以原生硫化铜的形式存在,其次为结合氧化铜和次生硫化铜。

从表3可知,试样中的金主要以裸露金的形式存在,占总金的48.56%,其次是氧化铁包裹金,占总金的26.32%,硫化物包裹金与其他矿物包裹金相当。

2 试验结果及讨论

2.1 粗选条件试验

粗选条件试验流程见图1。

图1 粗选条件试验流程

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度是决定有用矿物单体解离程度和泥化程度的重要参数,对浮选指标影响较大[4]。磨矿细度试验的CaO用量为3 000 g/t,丁基黄药为120 g/t,2号油为50 g/t,试验结果见表4。

表4 磨矿细度试验粗精矿指标
Table 4 Rough concentrate index at different grinding fineness %

磨矿细度(-200目含量)品 位CuAu回收率CuAu701.181.0867.6141.26751.171.1275.2445.41801.161.1379.5852.85851.081.1174.4251.54

注:Au的品位为g/t。

从表4可知,随着磨矿细度的提高,粗精矿铜、金品位变化不大,铜、金回收率先升后降。综合考虑,确定磨矿细度为-200目占80%。

2.1.2 捕收剂试验

2.1.2.1 捕收剂选择试验

捕收剂选择试验的磨矿细度为-200目占80%,CaO用量为3 000 g/t,2号油为50 g/t,试验结果见表5。

表5 捕收剂选择试验粗精矿指标Table 5 Rough concentrate index by various collectors

注:Au的品位为g/t。

从表5可知,在药剂总用量相同的情况下,丁基黄药与丁铵黑药按质量比2∶1配合时粗精矿铜、金品位和回收率均较高。因此,确定丁基黄药与丁铵黑药按质量比2∶1配合进行用量试验。

2.1.2.2 丁基黄药+丁铵黑药用量试验

丁基黄药+丁铵黑药用量试验的磨矿细度为-200目占80%,CaO用量为3 000 g/t,2号油为50 g/t,试验结果见表6。

表6 丁基黄药+丁铵黑药用量试验粗精矿指标Table 6 Rough concentrate index on dosage of butyl xanthate+butyl amine aerofloat

注:Au的品位为g/t。

从表6可知,随着丁基黄药+丁铵黑药用量的增加,粗精矿铜、金品位下降,铜、金回收率上升。综合考虑,确定丁基黄药+丁铵黑药用量为60+30 g/t。

2.1.3 CaO用量试验

考虑石灰比较便宜而且对黄铁矿的抑制效果比较好[5-6],石灰本身又是一种絮凝剂,能使矿泥聚沉,在一定程度上能够消除矿泥对矿粒附着的有害作用,而且合理地使用石灰还能使泡沫保持一定的黏度而有适当的稳定性,所以将石灰作为本试验的抑制剂。铜金粗选CaO用量试验的磨矿细度为-200目占80%,丁基黄药+丁铵黑药用量为60+30 g/t,2号油为50 g/t,试验结果见表7。

表7 CaO用量试验粗精矿指标Table 7 Rough concentrate index on dosage of CaO

注:Au的品位为g/t。

从表7可知,随着CaO用量的增大,粗精矿铜、金品位和回收率均呈先升后降的趋势。因此,确定CaO用量为3 000 g/t。

2.2 精矿2再磨细度试验

粗精矿直接精选试验表明,4次精选仅能获得铜品位为10.56%、金品位为16.05 g/t、铜回收率为41.58%、金回收率为39.20%的铜金精矿(磨矿细度为61.50%)。进一步的研究表明,粗精矿中黄铜矿的单体解离度为68.5%。因此,要进一步提高精矿指标,必须对混合精矿进行再磨[7-8]。探索试验表明,适宜的再磨对象为1粗2精混合精矿,试验流程为2次开路精选流程,再磨CaO的用量为125 g/t;精选3丁基黄药+丁铵黑药用量为20+10 g/t,2号油为15 g/t;精选4的CaO用量为125 g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量为10+5 g/t,2号油为7.5 g/t,试验结果见表8。

表8 精矿2再磨细度试验精矿4指标
Table 8 Concentrate 4 index for concentrate 2 regrinding fineness tests %

再磨细度(-325目含量)品 位CuAu回收率CuAu7511.4416.8943.1644.438513.9518.9249.3645.829010.4615.6347.7743.84

注:Au的品位为g/t。

从表8可知,随着再磨细度的提高,精矿4的铜、金品位和回收率均先上升后下降。综合考虑,确定精矿2的再磨细度为-325目占85%。

2.3 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验,试验流程见图2,试验结果见表9。

从表9可知,采用图2所示的流程处理该试样,最终可获得铜、金、银品位分别为13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,铜、金、银回收率分别为58.70%、56.66%、43.72%的铜金精矿。

图2 闭路流程试验

表9 闭路试验结果Table 9 Results of closed circuit tests %

注:Au、Ag的品位为g/t。

3 结 论

(1)贵州某铜尾矿-200目含量为40.17%,主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿等,脉石矿物主要有石英、角闪石、方解石、石榴石、透辉石、绿泥石等。黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等共生关系密切,呈细粒、微细粒不均匀嵌布,部分粒度极细,难以单体解离,且连生体、包裹体较多,金主要为裸露金和黄铜矿包裹金。主要有回收价值的元素为铜、金,原生硫化铜占总铜的49.68%,裸露金占总金的48.56%。

(2)试样在磨矿细度为-200目占80%的情况下采用1粗2精2扫、精矿2再磨至-325目占85%后2次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜、金、银品位分别为13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,铜、金、银回收率分别为58.70%、56.66%、43.72%的铜金精矿。

[1] 郭 敏,卢业授,贾志红,等.我国大宗尾矿废石资源化对策研究[J].中国矿业,2009(4):35-37. Guo Min,Lu Yeshou,Jia Zhihong,et al.The methods of mining tailings and waste rock resourcing[J].China Mining,2009(4):35-37.

[2] 田 锋,张锦柱,师伟红,等.氧化铜矿浮选研究现状与前景[J].甘肃冶金,2006(4):9-12. Tian Feng,Zhang Jinzhu,Si Weihong,et al.Research status and prospects oxide copper ore flotation[J].Gansu Metallurgy,2006(4):9-12.

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[8] 王 珩.高硫铜矿石分步优先浮选中矿再磨再选工艺研究及探讨[J].有色金属:选矿部分,2003(5):10-13. Wang Heng.Sulfur copper ore flotation step in ore regrinding process research and explore reelection[J].Non-ferrous Metals:Mineral Processing Section,2003(5):10-13.

(责任编辑 罗主平)

Recovery Flotation of Copper and Gold from Copper Tailings in Guizhou Province

Liu Bao Wang Zi Sun Qianyu Mang Changye(CollegeofMiningEngineering,LiaoningTechnicalUniversity,Fuxin123000,China)

For a copper tailing in Guizhou with fineness of 40.17% passing 200 mesh,its valuable minerals are mainly chalcopyrite,pyrite,pyrrhotite and bornite,with a small amount of gold and silver associated.Chalcopyrite,closely associated with pyrite,pyrrhotite,exists in fine or micro-fine form,some of which are too fine to be liberated.Gold mainly exists in form of natural gold or enclosed by chalcopyrite.In order to high-efficiently develop and utilize the secondary resources,the experiment on recovery of copper-gold is carried out.The results show that,at the grinding fineness of 80% passing 200 mesh,through the processes of one roughing-two cleanings-two scavengings,concentrate 2 regrounded to 85% passing 325 mesh and then through two cleanings,and middlings back to the flow-sheet in order,Cu-Ag concentrate with copper,gold,silver grade of 13.05%,18.75 g/t,229.62 g/t,and recovery of 58.70%,56.66%,43.72% is achieved respectively.

Copper tailings,Comprehensive recovery,Regrinding

2014-11-07

刘 豹(1974—),男,副教授,博士,硕士研究生导师。

TD926.4,TD923+.7

A

1001-1250(2015)-01-157-04

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