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某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究

第31卷第4期 2011年O8月 矿 冶 工 程 MIN'ING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol_31 No4 August 2011 

某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究① 

李晓波 ,夏国进 ,余夏静 ,邱廷省 

(1.江西理工大学,江西赣州341000;2.贵州紫金矿业股份有限公司,贵州贞丰562200) 

摘要:安徽某复杂铜硫铁矿原矿含Cu 0.39%、S 36.19%,在低碱度条件下,采用BK一301与LP—O1(比例2:4)组合捕收剂,经过 优先浮铜、原浆无活化选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可获得铜精矿含cu 18.46%、回收率72.16%,硫精矿含S 48.14%、回收率 93.72%的良好指标。 关键词:浮选;铜硫矿;铜硫分离;低碱度;优先浮铜;原浆选硫 中图分类号:TD923 文献标识码:A 文章编号:0253—6099(2011)04—0059—04 

Research on Cu/S Separation of Complex Copper Sulfide Ore 

in Low.basicity Pulp 

LI Xiao—bo ,XIA Guo-jin ,YU Xia-jing ,QIU Ting—sheng (1.Jiangxi University ofScience and Technology,Ganzhou 341000,Jiangxi,China;2.Guizhou Zifin Mining Group Co Ltd,Zhenfeng 562200,Guizhou,China) 

Abstract:A complicated copper—iron sulfide ore containing copper and sulfur content of 0.39%and 36.19%,respec— tively in Anhui Province was investigated.Under low basicity conditions,using a combined collector of BK一301 and LP一0 l(ratio 2:4),and following a Cu/S separation flowsheet consisting of a selective flotation of copper and a flotation of inactivated sulfides from the original slurry,a copper concentrate with a copper grade and recovery of 18.46%and 72.16%,respectively,and a sulphur concentrate with a sulfur grade and recovery of 48.14%and 93.72%, respectively,were obtained. Key words:flotation;copper sulfide ore;Cu/S separation;low basicity;selective flotation of copper;sulfur flotation in the original slurry 

黄铜矿、黄铁矿属典型的硫化矿矿物,通常将它们 的分离作业简称为铜硫分离。以石灰为代表的高碱工 艺是生产中用得最广泛的硫化矿浮选分离工艺¨I2 J。 石灰溶于水形成一种难溶性强碱,借以提高矿浆pH 值,形成高碱度矿浆环境抑制黄铁矿,实现铜硫分 离 J。此工艺已相当成熟,分离效果好,可以获得较 高的铜精矿品位和回收率,但由于在使用石灰的过程 中,矿浆pH值很高,大量的伴生贵金属被高碱抑制到 硫精矿中,不利于贵金属的综合回收,且在回收硫时需 要添加大量的活化剂 。因此,研究如何在低碱条 件下实现铜硫浮选分离,对提高矿产资源的综合利用具 有重要的意义。本文以安徽某铜矿山矿石为研究对象, 通过实验研究探索出了适合该矿石在低碱度下铜硫分 离以及原浆无活化剂选硫的药剂制度和工艺流程。 

1 矿石性质 

试样化学多元素分析结果见表1。 0.085 2.3l 2.31 O.20 3.85 0.049 0.023 

1)单位为g/t。 

试样中的金属矿物主要是黄铁矿、胶状黄铁矿、白 

铁矿;铜矿物以黄铜矿占优势,其它铜矿物有银黝铜 

矿、铜兰、方黄铜矿、辉铜矿等。其它金属矿物有磁铁 

矿、赤铁矿、方铅矿、闪锌矿、硫锑铅矿、自然银。非金 

属矿物有石英、菱铁锰矿、白云石、方解石、硬石膏、绢 

云母、高岭石。试样的矿物组成见表2。 

黄铁矿、胶状黄铁矿呈团块状、块状、细脉状、网脉 

状、稠密浸染状。胶状黄铁矿重结晶脱水发生同心环 

带龟裂纹,裂纹和环带间被脉石黄铜矿充填。黄铁矿 

①收稿日期:2011-03-14 基金项目:江西理工大学科研基金项目(jxxj1003) 作者简介:李晓波(1979一),男,山西昔阳人,讲师,硕士,主要从事矿物加工研究。

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表2矿石矿物组成相对含量(质量分数)/% 

黄铁矿白铁矿黄铜矿方黄铜矿银黝铜矿铜兰 自然银硫锑铅矿 

与黄铜矿呈波纹状、齿状、不规则镶嵌;有的包裹0.01 

mm左右浑圆状黄铜矿和柱状硫锑铅矿(一0.1 mm)。 

有的黄铁矿被黄铜矿包裹交代残留。微细粒的黄铁矿 呈线状排列,网状沿石英、碳酸盐矿物充填。地表矿中 

细粒自形黄铁矿呈立方体被高岭石、绢云母集合体 包含。 

黄铜矿呈不规则状、星散状,沿石英、碳酸盐矿物 

等脉石、黄铁矿粒间裂隙充填。黄铜矿与黄铁矿、胶状 黄铁矿呈齿状、不规则状镶嵌,有的呈短束微粒脉状充 

填于胶黄铁矿、黄铁矿裂纹中,有的呈微粒浑圆状包裹 于黄铁矿中,有的黄铜矿与脉石呈胶结物形式胶结黄 

铁矿的砂状碎粒,有的呈团粒、团块状包裹黄铁矿和脉 

石,有的沿磁铁矿粒间裂纹充填,呈不规则毗陵连生。 地表矿见乳滴状黄铜矿分布于闪锌矿中,黄铜矿被铜 

蓝包围呈镶边,井下矿见黄铜矿包裹银黝铜矿,蓝辉铜 

矿呈浸染状局部分布并与黄铜矿共同交代黄铁矿。 

2低碱度铜硫分离试验研究 

2.1 铜粗选捕收剂种类试验 为实现低碱铜硫分离,对选铜捕收剂进行了广泛 

的筛选,分别采用BK一301、MAC一10、LP一01、PAC、 

黄原酸甲酸丁酯等选择性好的药剂进行对比试验。在 磨矿粒度为一0.074 mm粒级占75%、pH=9、捕收剂 

用量为35 g/t的固定条件下研究了捕收剂种类对试验 结果的影响,结果见表3。 

表3原矿铜粗选捕收剂种类试验结果 

PAC 铜粗精矿 2.66 9.98 68.07 尾矿 97.34 0.13 31.93 原矿 100.00 0.39 100.00 从表3可看出,能获得铜回收率在70%以上的捕 

收剂为BK一301、MAC一10及LP一01。使用BK一301 作捕收剂,用量为35 g/t时,回收率达到83.81%,但 

铜粗精矿品位较低,不利于后续铜精选作业。使用 

MAC一10时铜回收率略高于使用LP一01,但MAC一 10较LP一01贵得多,从降低药剂成本上考虑,选择 

LP一01作铜捕收剂最合适。LP—O1用量为35 g/t时 

铜粗选回收率仅为75.10%。为进一步提高铜回收 率,考虑选用选择性好、捕收能力适中的捕收剂与捕收 

能力强的捕收剂组合使用以提高铜粗选回收率。 

2.2铜粗选组合捕收剂的种类及配比试验 从单一捕收剂种类试验结果可见,可采用LP—O1 

与PAC组合或LP一01与BK一301组合作为铜粗选捕 收剂,以提高铜回收率。铜粗选组合捕收剂的种类及 

配比试验结果见表4。 

表4原矿铜粗选组合捕收剂种类及配比试验结果 

从表4可见,BK一301与LP一01以2:4组合使用 效果较理想,且药剂成本较低,故后续试验均采用 

BK一301与LP—Ol(比例2:4),总用量42 g/t。 2.3铜粗选pH值条件试验 

矿浆碱度是硫化矿浮选的重要影响因素,正确掌 

握与控制矿浆碱度对选矿指标起着决定性作用。因石 灰价廉易得,试验采用石灰来调节矿浆pH值,低碱介 

质中优先浮选铜矿物。在磨矿粒度为一0.074 mm粒 级占75%,BK一301与LP一0l(比例2:4)总用量为42 

Vt的固定条件下研究了石灰用量对铜粗选的影响,结 

果见图1。 从图1可以看出,石灰用量越大,铜粗精矿品位越 

高,铜回收率略有降低。试验中发现,当石灰用量为 500 g/t时,铜粗选很难控制,充气量及矿浆液面对铜 

的回收率影响很大;而当石灰用量超过1 500 g/t时, 

后续选硫作业因硫受到抑制而无法上浮。故选定石灰 第4期 李晓波等:某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究 6l 

用量为1 000 g/t,此时矿浆pH值为9~10,可实现原 

浆选硫。 

石灰用量/(g・ 图1石灰用量对铜粗选的影响 

2.4铜粗选磨矿粒度试验 

从工艺矿物学研究可知,铜矿物与硫铁矿及脉石 

矿物密切共生,嵌布粒度细而复杂,因此磨矿粒度试验 主要针对铜矿物进行。在CaO用量1 000 g/t,捕收剂 

用量42 g/t,起泡剂用量20 g/t时,磨矿粒度试验结果 见图2。 

图2磨矿粒度对铜粗选试验结果的影响 

从图2可以看出,随着物料被磨细,铜品位降低而 

铜回收率升高。结合现场实际,综合考虑铜的品位和 

回收率,铜粗选时磨矿粒度以一0.074 mm粒级占 80%为宜。 

2.5铜精选条件试验 铜粗精矿经过两次精选达到合格的铜精矿。 

Na SO 、CaO均可有效提高铜精矿品位。在铜精I加 

入CaO 200 g/t,可使铜精矿铜品位在25%以上。部分 

试验结果见表5。 

2.6硫粗选捕收剂用量条件试验 

由于本方案优先浮铜采用低碱介质(pH=9~ 

l0),因此可实现不加任何活化剂原浆选硫。硫粗选 

捕收剂选择捕收能力较强的丁基黄药,起泡剂2 油用 

量28 g/t,捕收剂用量试验结果见图3。 表5铜粗精矿再精选条件试验结果 

丁黄药用量/(g・fl】 图3硫粗选时丁基黄药用量试验结果 

从图3可见,丁基黄药用量越大,硫精矿回收率越 高,但品位有所下降,综合考虑丁基黄药用量以200 

g/t为宜。 2.7闭路试验 在综合上述条件试验的基础上进行了实验室小型 

闭路试验。为了尽可能的提高铜硫的回收率,在铜、硫 粗选作业后各加一次铜、硫扫选作业。闭路试验流程 

见图4,试验结果见表6。 

原矿 药剂单位:g/t 

尾矿 图4原矿低碱优先浮铜-

原浆选硫闭路试验流程

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