铜山铜矿选矿工艺流程的改进

铜山铜矿选矿工艺流程的改进

由于原矿含硫高、氧化快、矿物可浮性多变，选择高硫矿作为优先的浮选或混合的浮选过程，并采用重压力拉选法进行处理。药物的消耗高，中矿循环过大，分离效果差，指标不理想。要想获得较好指标,必须在流程选择上有更大的适应性和灵活性,做到能收的早收,能丢的快丢,避免中矿恶性循环。铜山铜矿近年来选矿厂入选矿石性质发生了很大变化,原矿含硫大幅度提高,硫铜比由过去的5～6∶1提高至15～16∶1,矿石易氧化,可溶性盐类增多,并伴有难选氧化矿,大量硫化铁矿可浮性多变,致使选别难度加大,现有铜硫优先浮选流程和技术条件已难以适应原矿性质的变化,必需加以改进。为此,进行了小型试验和连选扩大试验,提出具有等可浮浮选特点的铜硫分步优先浮选、中矿再磨再选新工艺方案,通过试验对比表明,新工艺所得指标明显好于现场工艺,且流程畅通,较好地适应了铜山矿高硫铜矿石的性质。1矿石性质铜山矿高硫含铜矿石分为高硫铜矿石和单硫矿石,两者按5∶1比例混合入选,主产铜精矿和硫精矿。1.1矿物粒度分布特征高硫铜矿各矿体类型主要为含铜黄铁矿型,其次为含铜磁铁矿、含铜矽卡岩和含铜燧石黄铁矿、含铜闪长岩型。原矿主要金属矿物为:黄铁矿、白铁矿、黄铜矿、斑铜矿(含铜蓝)、闪锌矿、磁铁矿、赤褐铁矿。主要脉石为石英、方解石等碳酸盐类、柘榴子石等。金属矿物主要呈均匀—不均匀的浸染状构造,部分为角砾或复合角砾浸染状构造。原矿中铜矿物、硫矿物均呈细粒嵌布。黄铁矿主要呈他形晶,部分为自形—半自形晶。黄铜矿呈他形晶,主要分布于脉石矿物中,部分交代黄铁矿、白铁矿形成共生连生体,或嵌布于黄铁矿、白铁矿与脉石矿物之间,少量嵌布于其它矿物裂隙中,或以斑铜矿共生连体。黄铜矿与黄铁矿、白铁矿连生界线多为锯齿状、港湾状,亦见矿物包裹,不利于矿物解离。主要铜矿物黄铜矿的粒度分布特征见表1。原矿中金、银矿物含量低,嵌布粒度细,其中1～10μm微粒金占73.46%,银为82.98%,且主要为黄铁矿、白铁矿所包裹(占84.56%)。1.2化学组成分析结果小型试验试料和连选扩大试验试料由铜山矿分别采样提供。两种试料化学分析结果除连选试料铜物相分析中结合氧化铜占有率比小型试验试料高近3%以外,其它结果基本一致。此处仅列出连选试料分析结果,分别见表2、表3、表4、表5。1.3密度计原矿密度3.40g/cm3。2试验结果该矿石硫矿物比较好选,有关选硫情况不是本文讨论的重点,故在此不作详述。2.1中矿再磨试验小型试验最终确定的工艺流程为铜硫分步优先浮选、中矿再磨再选铜硫分离、再选泡沫产品返回铜粗选,再选尾矿与铜尾矿选硫精矿合并作硫精矿,见图1。选铜技术条件为:原矿磨矿细度-74μm占65%,中矿再磨-74μm占98%;采用石灰调浆,中碱度粗选、高碱度精选和中矿再选;用丁基铵黑药作捕收剂,松醇油作起泡剂。分别进行了中矿再磨试验流程与现场流程(见图2)选铜闭路试验对比,并对连选扩大试验的试料进行了小型校核试验。试验结果见表6。由表6可以看出,两种试料在铜精矿品位大体相同或略有提高的情况下,中矿再磨流程回收率比现场流程分别提高4.18%和3.2%(连选试料比小型试验试料指标稍低,主要是因为原矿结合氧化铜含量较高所致),表明新工艺优于现场工艺。2.2试验规模及数量按照小型试验推荐工艺流程和技术条件进行连选扩大试验,重点验证中矿处理方案的可行性。试验规模60kg/h,共连续运转12个班,所得平均指标见表7。由表7可以看出,连选试验所得指标与小型试验指标完全一致,而且连选试验过程中中矿量始终稳定,流程保持畅通,证明小型试验所确定的工艺流程及技术条件切实可行,指标稳定可靠。3新技术的主要特点和分析3.1矿级分布特征铜山矿高硫铜矿石主要金属矿物嵌布粒度细,且粒度不均匀,主要铜矿物黄铜矿多数与硅质脉石共生连体,部分与黄、白铁矿连生,连生界线相互穿插、交错,或互相包裹、难以解离,需要细磨。由表1可以看出,黄铜矿-37μm时的可能单体解离度为65.39%,磨矿细度试验亦表明该矿适宜的磨矿细度应为-74μm占70%以上。而原矿铜物相分析(见表3)同时表明,该高硫铜矿石中次生硫化铜(铜蓝)占27.12%,这部分次生硫化铜可浮性好,但易过粉碎,且由于其自身晶格特征,矿物表面易氧化,过粉碎后不仅难以回收而且会使氧化程度加剧,产生大量水溶性铜离子,消耗大量药剂,活化硫化铁矿物表面,干扰和破坏铜硫分选,应尽量避免这部分次生硫化铜矿物的过粉碎,及早予以回收。因此采取一段磨矿的方式显然难以适应该矿不同铜矿物的磨矿细度要求,必须两者兼顾,注意解决好次生硫化铜过磨和原生硫化铜欠磨的矛盾。试验采取一段粗磨、中矿再磨的阶段磨矿阶段选别方案,效果较好。由表8可以看出,中矿不磨直接再选铜作业回收率只有49.21%,而再磨4min后,回收率迅速提高至84.89%。通过对连选试验中的精选尾矿和一次扫选精矿中铜的单体解离特征考察分析表明,铜连生体分别占91.29%和86.95%,散布于各粒级中,且绝大多数是黄铜矿与硅质脉石连生,这与原矿嵌布特征分析是一致的,实施再磨后,这部分铜得到了有效回收。可见中矿再磨是必要的,也是该种矿石取得较好选别指标的基础。3.2铜连生体与部分易浮单体硫的分离比例铜硫矿石选别由于其矿物间的可浮性差异均采用在碱性介质条件下浮铜抑硫,原矿含硫高时,所需pH值可达12甚至更高。实际生产中,铜、硫矿物间的可浮性差异也只是相对的,尤其是与它种矿物的连生会使上浮(或受抑)能力大大改变。试验表明,铜山矿高硫含铜矿石在石灰高碱度(pH12.0～12.2)下用丁基铵黑药能够最终浮铜抑硫,但在一段磨矿条件下采取高碱度直接优先浮选难以获得较好的选铜指标,其原因主要就是部分铜连生体易受抑制所致。铜粗选pH值试验表明,当石灰用量超过7kg/t、pH超过11.3时,铜回收率显著下降,此时加大捕收剂用量,硫也同时浮出,说明部分铜连生体与易浮单体硫可浮性相近,可见一味重压强拉并不可取。如何合理解决这部分铜连生体与部分易浮硫的选别分离是取得好的选铜指标的关键。当采取pH11.3时,粗选所得流程中矿(精尾矿+扫Ⅰ精矿)经再磨后再选情况则大不一样,由表8可以看出,中矿再磨后,单体解离度提高,这部分铜受石灰抑制的敏感性大大降低,当pH为12.0～12.2时,铜硫可得到有效分离。因此,结合磨矿细度试验结果,在粗磨条件下采取适度碱性分步优先浮选,使铜及铜连生体尽量上浮,在确保铜回收的前提下,允许部分与铜连生体可浮性相近的单体硫一同上浮,使大部分铜连生体集中到中矿后实施再磨,再进行高碱度分离的方法是比较合理的。这一工艺应用了等可浮原理,吸取了优先浮选和混合浮选的优点,从而取得了较好指标。由于未采取高碱度条件下铜硫优先浮选,绝大部分硫化铁矿物未受到强烈抑制,也给铜尾矿选硫创造了有利的条件。试验表明,在pH11.3时优先选铜后铜尾矿无须调整pH,用丁基黄药、松醇油便可充分回收硫。采用此pH条件优先选铜对伴生金、银的回收无疑也是有益的。3.3中矿再磨后单选、高碱铜硫分离本工艺在优先浮铜时,允许了部分易浮硫进入中矿,因此再磨后中矿再选承担了部分铜硫分离任务,其选别条件与粗选应是不同的。此外,本次试验证实,铜山矿高硫铜矿石同其它同类型矿石一样,矿石易氧化,氧化后可浮性多变,矿浆中有害离子SO42-、Cu2+、Fe3+、Fe2+大量增加,导致铜硫分选条件变坏,药剂消耗增加,选择性降低,尤其是部分氧化的硫矿物可浮性增加,会吸附大量药剂进入中矿,若不及时从流程中排出,易造成中矿恶性循环,流程不畅。这种现象也是同类高硫铜矿石生产中普遍存在的难题。而采取中矿再磨后单选,高碱铜硫分离,只将泡沫产品返回,尾矿引出,可将这部分易浮硫和脉石及早排出,从而使流程主体不受中矿返回的影响。中矿这一处理方法的合理性在连选试验中得到验证。连选扩大试验中,中矿量始终保持稳定,流程畅通,操作稳定,指标波动小。因此,铜山矿高硫铜矿石是可以实现低药耗铜硫选别分离的,而中矿再磨后单选适应了该高硫矿的特点,是实现这一过程的一项重要保证措施。今后生产应用这一工艺流程,如遇原矿氧化率波动,其适应性、灵活性强的优势将会更加体现出来。4高硫矿石分次选别1.为了适应铜山铜矿入选矿石性质的变化,根据试验,采用分步优先浮选、中矿再磨再选工艺流程对现场流程进行改造很有必要,铜硫分选指标会有较大幅度提高。2.所推荐工艺流程具有铜硫部分等可浮浮选特征,采取了优