提高氧化铜铁矿石铜选矿指标新工艺研究_百科知识_行业资讯

提高氧化铜铁矿石铜选矿指标新工艺研究 吴熙群 摘要：某氧化铜铁矿石选矿生产指标一直较低，铜精矿铜品位为12%～16%，铜回收率为55%～65%。试验采用硫化铜和氧化铜分布浮选及氧化铜浮选中矿浸出新工艺，可大大提高铜的指标。与生产流程相比，铜精矿铜品位提高5%、铜总回收率提高20%以上。 关键词：氧化铜；分布浮选；中矿；浸出我国氧化铜矿储量较为丰富，是我国铜资源的重要组成部分。合理开发和利用氧化铜矿，对于缓解我国铜的供需矛盾具有重要意义。某铜铁矿为大型矽卡岩矿床，除含有原生铜外，还含有氧化铜。其中的氧化铜矿石虽然含铜品位达2%，然而生产指标一直很低，铜精矿品位仅为12%～16%，铜回收率为55%～65%。试验表明，使用调整剂B₁₀、硫化剂硫化钠及丁基黄药+DY组合捕收剂，采用硫化铜和氧化铜分布浮选、氧化铜浮选段所产出的中矿浸出的选—冶新工艺，浮选段可获得含铜21.14%、铜回收率为74.27%的铜精矿；对产率为12.87%的中矿酸浸，铜浸出率为86.50%，对原矿而言可回收13.37%的铜，加上浮选回收的铜，铜的总回收率为87.57%，与现场生产流程相比，铜精矿品位提高5%、铜总回收率提高20%以上。 1 矿石性质 矿石中的金属矿物主要为铜矿物和铁矿物。铜矿物主要以孔雀石、假孔雀石、赤铜矿、赤铜铁矿等氧化铜矿物为主，此外也含有辉铜矿、铜蓝、黄铜矿、自然铜等少量的硫化铜矿物。铁矿物主要为磁铁矿、半假象赤铁矿、假象赤铁矿、褐铁矿等。脉石矿物主要有石英、玉髓、蛋白石及高岭石和蒙脱石等粘土矿物。对于含有粘土质矿泥的氧化铜矿石，其分选难度更大些。黄铜矿和辉铜矿呈不规则粒状嵌布于磁铁矿、赤铁矿的裂隙和颗粒间隙中，嵌布粒度为0.02～0.15mm。孔雀石大部分呈胶状分布于铁矿物裂隙中，胶状孔雀石呈致密块状，嵌布粒度0.02～0.15mm，少数呈细小星点状在氧化铁矿物孔洞中充填，与铁矿物关系十分密切。自然铜分布于褐铁矿、赤铁矿的裂隙中，嵌布粒度为0.02～0.08mm。假孔雀石以单矿物集合体形式嵌布于铁矿物裂隙或孔洞中，一般为致密块状、层状等，与孔雀石关系密切。原矿中主要元素含量（%）分别为：Cu2.31、Fe48.40、S0.50/Au1.27g/t、Ag12.0g/t、SiO₂14.24、CaO0.28。铜氧化率为85.13%。原矿磨至-74µm占70%时筛水析结果表明，-20µm粒级产率为15.81%，含铜品位为4.14%，铜分布率占28.75%。 2 试验方案选择 对于该氧化铜矿石的处理，现场的生产流程是先选金，选金尾矿分段硫化浮选氧化铜，得铜精矿，硫化选铜尾矿再扫选，扫选泡沫经精选后所得精矿与硫化选铜所得精矿合并。生产上存在的问题是铜精矿品位低（12%～16%），铜回收率也不高（55%～65%）。针对这种情况，国内不少单位曾进行大量研究^[1].采用单一浮选方法处理。由于氧化矿含泥多、捕收剂选择性差，选别指标一直不理想。采用单一湿法冶金方法处理，矿石中部分硫化铜损失于浸渣中。采用原矿泥砂分级、矿泥湿法浸出、矿砂浮选方案，脱泥量少则矿砂浮选指标难以改善；脱泥量大时，虽然矿砂浮选指标得以改善，但酸耗大，进入矿泥中的硫化铜损失也大。有不少科研人员对矿泥的处理进行过重点研究，如“氧肟酸钠浮选脱泥、泥砂分选”及“泥砂先分后合流程^[2]”，这些方法的特点是使用有效捕收剂先浮出矿泥，再进行泥砂分别浮选，选别指标有所改善。也有学者提出原矿直接硫化浮选，虽然铜精矿的铜品位可以提高，但铜回收率仍较低。还有用机械方法脱出矿泥。然后再泥砂分选工艺的，同样存在综合指标不高的问题。此外，对矿泥还采用酸浸—沉淀浮选、酸浸—沉淀—载体浮选、酸浸—过滤—电积、酸浸—萃取—电积等方案进行处理，其中有些方案也取得了较好的结果，但这些方案都是以酸浸作为基础，而矿泥产率大，酸耗高，致使成本过高而未能被生产采用。在总结过去研究工作的基础上，本试验着重从新的角度来改进工艺，以期提高铜的选别指标。原矿磨至-74µm占70%后，经三段浮选（即直接浮选），所获粗精矿含铜9.78%，铜回收率为86.79%。在同样的磨矿细度下，原矿采用20µm粒度分级，然后泥、砂亦分别进行三段浮选，所得两个粗精矿合并后含铜9.72%。铜回收率为87.16%。两方案所得粗精矿的铜品位和回收率均很接近，可见采用原矿泥砂分选并没有多大优越性。原矿脱出的-20µm矿泥产率为15.81%，含铜品位为4.14%。铜占有率为28.75%；在常温常压下，加硫酸浸4h后，其浸渣含铜0.68%，铜浸出率为84.30%。将原矿直接浮选的尾矿再扫选，所得泡沫产品含铜品位为2.75%，在常温常压下，加硫酸浸3h，其浸渣含铜0.37%，铜浸出率为86.93%。矿泥酸浸和扫选泡沫酸浸的浸出率相近，考虑到脱出矿泥需增加脱泥作业，生产上操作难度要加大，因此不宜采用矿泥浸出方案。从上述试验结果来看，主干流程宜采用原矿直接浮选，在此基础上进一步研究浮选段产出的中矿进行浸出的可能性。据此，提出了选—冶新工艺方案。[next]3 选—冶新工艺研究 氧化铜矿石中铜矿物种类多，既有大量氧化铜，也有少量硫化铜，而硫化铜矿物与氧化铜矿物之间的可浮性存在较大差异，因此可采用先浮硫化铜再浮氧化铜的分步浮选工艺。3.1 硫化铜浮选 硫化铜采用丁基黄药、丁基铵黑药和松醇油进行浮选。浮选粗精矿精选采用水玻璃或六偏磷酸钠分散矿泥和抑制含铁质矿泥，可提高硫化铜选别作业的选择性，并提高该作业的铜回收率。硫化铜的浮选相对来说较简单，在此不加赘述。3.2 氧化铜浮选 氧化铜的浮选是本研究的重点。调整剂、硫化剂和捕收剂以及流程结构是否合理是影响氧化铜矿浮选指标的主要因素。3.2.1 调整剂B₁₀对选别的影响 氧化矿含泥多，导致分选作业指标低，为减少矿泥对分选作业的干扰，探讨了六偏磷酸钠、水玻璃、B₁₀、腐殖酸钠等药剂的作用，以B₁₀的分选效果较好。B₁₀对浮选粗精矿铜品位和回收率的影响见图1。结果表明，随B₁₀用量的增加，铜粗精矿铜品位明显增加，铜回收率也有所提高，可见B₁₀对分散矿泥、抑制脉石有明显的效果。

图1 B₁₀对粗选指标的影响1—铜品位；2—铜回收率3.2.2 硫化钠的影响 研究和表明，硫化钠是氧化铜矿物的主要硫化剂^[1]。硫化钠与氧化铜矿物发生反应，可以在矿物表面生成硫化铜薄膜，从而增强矿物表面的疏水性，提高捕收剂的吸附速率。硫化钠对浮选粗精矿铜指标的影响见图2，由图可以看出，随着硫化钠用量的增加，铜品位有所下降，而铜回收率有所提高，但硫化钠用量过大，回收率反而有所下降，这是因为过剩的硫化钠反而会对被硫化过的氧化铜产生抑制作用。为了防止或减轻这种作用，应严格控制硫化钠用量，并采用分段加药方式。

图2 硫化钠对粗选指标的影响1—铜品位；2—铜回收率3.2.3 捕收剂选择 提高铜回收率的关键在于提高氧化铜矿物的回收率。选择有效捕收剂是提高铜回收率的途径之一。对磺酸钠、羟肟酸、双膦酸、十二烷基硫酸钠、丁基黄药、异丁基黄药、DY及其混用进行了试验，其中以DY与丁基黄药混合使用效果较好。几种效果较好的药剂的试验结果见表1。结果表明，丁基黄药与DY混用可以提高粗精矿的铜品位和回收率。因此，选用丁基黄药与DY混合使用。 表1 捕收剂试验结果/%

捕收剂	产品名称	产率	铜品位	铜回收率
异丁基黄药DY	粗精矿尾矿原矿	25.4374.57100.0	8.000.352.30	88.6311.37100.0
丁基黄药DY	粗精矿尾矿原矿	25.0374.97100.0	8.140.312.29	89.7410.26100.0
丁基黄药	粗精矿尾矿原矿	21.4078.60100.0	7.850.682.22	75.8724.13100.0

[next]3.2.4 氧化铜精选 氧化铜主要采用硫化法浮选，但在精选过程中，粗精矿中的铜矿物易进入精选尾矿，导致精选作业铜回收率低，为提高精选效果，探讨了粗精矿及扫选泡沫分别处理方案。（1）粗精矿精选。氧化铜浮选所得粗精矿在精选时添加硫化钠，硫化钠对精选的影响见图3。精选添加硫化钠可提高氧化铜精选作业的铜回收率。（2）扫选泡沫精选。扫选泡沫含铜3.65%，添加硫化钠进行精选所得铜精矿品位仅7%，作业回收率也只有60%。由此可见，扫选泡沫产品不适宜用浮选方法处理，合理处理这部分产物，是提高铜总回收率的关键。 图3 硫化钠对氧化铜精选的影响1— 铜品位；2—铜回收率 3.3 中矿酸浸试验 氧化铜粗精矿精选尾矿和氧化铜扫选泡沫合并为中矿。在常温下，中矿用硫酸浸出。在液固比为2：1、浸出时间3h条件下，硫酸对浸出作业铜浸出率的影响见图4。随着硫酸用量的增加，浸出作业铜浸出率有所提高。

图4 硫酸对浮选中矿浸出率的影响 3.4 试验流程和指标 根据矿石特性和条件试验，确定采用优先浮选硫化铜、随后用硫化钠硫化浮选氧化铜，氧化铜精选尾矿和扫选泡沫合并（即中矿）进行酸浸的选—冶新工艺处理氧化铜矿石。为防止矿泥恶化氧化铜的浮选过程，获得高品位的氧化铜精矿，氧化铜粗精矿采取开路精选。新工艺流程见图5，试验结果见表2。

图5 选—冶新工艺流程 表2 闭路试验结果/%

产品名称	产率	铜品位	铜回收率
硫化铜精矿氧化铜精矿总铜精矿浸液浸渣中矿尾矿原矿	1.116.948.05 12.8779.08100.0	17.3521.7521.145.234g/L0.372.740.302.29	8.4165.8674.2713.372.0015.3710.36100.0

采用硫矿铜和氧化铜分布浮选流程，铜精矿中含铜21.14%，铜的回收率为74.27%。浮选中矿产率12.87%，经酸浸可使浸渣含铜降至0.37%，铜作业浸出率达86.97%，对原矿而言，可增加回收率13.37%。浮选加上酸浸的含铜溶液可采取成熟的萃取—电积工艺回收电铜。3.5 经济效益估算 在不计浮选提高的铜回收率前提下，中矿酸浸可提高铜回收率13.37%，生产上按85%，则可提高铜回收率11.36%。铜浸出液采用萃取—电积工艺生产电铜的作业回收率按96%计算，那么浸出—萃取—电积工艺可使铜回收率提高10.91%。对于处理量为1000t/d的氧化铜矿生产系列，则年增电铜为 1000t/d×300d×2.29%×10.91%=749.517t 采取浸出—萃取—电积工艺，每生产1t电铜的成本约为1万元，而每t电铜的价格按2.5万元计，则年增经济效益为 749.517×（2.5万元/t-1万元/t）=1124.28万元采用浸出—萃取—电积工艺，每生产1t电铜的投资按1万元计，对年产749.517t电铜的总投资为749.517万元。可见，选—冶新工艺投资的回收期为 749.517万元÷（1124.28万元/年÷300天）=200天不到7个月就可回收投资。如果再计算上浮选所增加的效益，则效益更显著。 4 结语氧化铜矿石含泥量高，在磨矿过程中易泥化，导致浮选过程恶化，难以获得满意的分选指标。采用新型浮选药剂，以及硫化铜与氧化铜分布浮选、氧化铜精选尾矿和扫选泡沫合并后酸浸新工艺，可大幅度提高铜精矿中铜的品位和回收率，能获得显著的经济效益。该新工艺是处理这类氧化铜矿石的行之有效的方法。 参考文献 1 张文彬.氧化铜矿石浮选研究与实践.长沙：中南工业大学出版社.19922 李炳秋.氧化铜矿浮选流程研究.有色金属（选矿部分）.1982.（6）：56

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