铜多金属硫化矿选矿工艺研究

铜多金属硫化矿选矿工艺研究

铜、铅、铜、铅含硫酸0.32%0.45%，pb1.35%1.45%，zn11.24%12.20%。铜、铅材料的骨料非常薄。主要是含锆锡矿，主要是磁黄铁矿。因铜铅矿物分离难度大且铜品位偏低,生产现场采用纯碱和硫酸锌作锌硫矿物抑制剂、丁铵黑药为捕收剂抑锌硫浮铅得到含Pb45%左右、Pb回收率70%左右的铅精矿,选铅尾矿经活化后采用丁黄药捕收剂浮选得到含Zn44%左右、Zn回收率仅80%的锌精矿,不回收铜矿物与硫矿物,与同类型其他矿山企业相比,存在差距。为此,对该矿石的性质进行深入研究并探索铜铅锌选矿综合回收新工艺具有重要意义。分析现场生产选矿指标较差的原因,发现铜铅矿物尽管嵌布粒度微细,但铜矿物在铅粗选精矿中的分布率超过50%,同时由于选铅未控制适宜的浮选条件,致使铅精矿中夹带有较多的锌硫矿物;而锌选别指标不高是由于铁闪锌矿与磁黄铁矿浮游性质相近,用常规浮选工艺分离铁闪锌矿、磁黄铁矿等比较困难。电位可以调节和控制导致硫化矿物表面亲水和疏水的电化学反应,决定硫化矿物的浮选与抑制,由此逐步发展成为电位调控浮选新技术。电位调控浮选新技术应用于凡口铅锌矿,解决了高硫铅锌矿石分离的难题。为解决上述铜铅锌多金属硫化矿石的选矿分离问题,本课题应用电位调控浮选技术对其进行了详细的研究。1矿石矿物组成实验室试验用试样由矿方提供,根据矿石类型、构造部位、岩性特征按比例刻槽采取,以保证样品的代表性。试样多元素分析结果见表1。试样中金属矿物有磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、磁铁矿、黄铁矿、砷黝铜矿、菱铁矿等,非金属矿物有石英、方解石、白云石、绿泥石、绢云母、炭质、泥质、锆石、长石等。其中,铁闪锌矿与磁黄铁矿占矿物总量的约41.44%,方铅矿含量为2.00%,其它金属矿物如磁铁矿、菱铁矿等含量较少;其余为脉石矿物,主要为石英等。方铅矿、铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿呈浸染状分布于脉石粒间。部分硫化矿物和脉石各自组成条纹条带相间产出,或以某一种硫化矿物为主与其它矿物或脉石组成条纹条带平行排列。黄铁矿为主的细脉或由方铅矿、铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿组成的细脉穿切围岩,有的部位形成细脉浸染状构造。铁闪锌矿嵌布特征较复杂,有的与方铅矿、黄铜矿、磁黄铁矿组成细脉穿切岩石;有的包裹自形晶黄铁矿,与方铅矿呈规则毗邻连生;有的被方铅矿包裹;有的呈薄膜状胶结石英碎屑(石英砂),并与磁黄铁矿连生。铁闪锌矿与磁黄铁矿连生较常见,以规则或不规则状连生为主;与黄铜矿、方铅矿几种矿物在一起呈复杂连生,粒度较细者被黄铜矿包裹;与脉石呈细粒变晶粒状镶嵌;与黝铜矿呈规则毗邻连生;与磁铁矿多以规则连生为主,但也有的被磁铁矿包裹,颗粒微细,在0.01mm左右;与磁黄铁矿组成细脉穿切黄铁矿。另见有微少的铁闪锌矿呈尘埃状质点分布于炭质泥质中。黄铜矿呈不规则状局部分布于脉石中,或与磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿组成细脉穿切岩石。黄铜矿分布不均匀,局部呈团块状,与方铅矿、磁黄铁矿、铁闪锌矿连生;与铁闪锌矿、方铅矿呈较复杂连生,3种矿物互相交织在一起。另见有黄铜矿呈浑圆微粒包裹于黄铁矿中,或呈微脉交叉黄铁矿。偶尔可见黄铜矿呈薄膜状胶结石英碎屑。方铅矿多呈它形粒状,有的呈薄膜状胶结石英碎屑;与铁闪锌矿、磁黄铁矿多呈不规则毗邻镶嵌。有的方铅矿呈尘埃状包裹于方解石、白云石中,或呈显微文象状分布于菱铁矿中,极少数方铅矿被铁闪锌矿包裹。方铅矿与黄铁矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、脉石呈复杂连生,还见有0.008～0.015mm的方铅矿分布于炭质泥质中。磁黄铁矿多与闪锌矿、方铅矿、黄铜矿组成脉状穿切岩石,还与铁闪锌矿连生呈较规则毗邻镶嵌,以胶结物形式胶结石英砂粒。有的磁黄铁矿呈它形粒状、不规则状与石英、菱铁矿、方解石彼此紧密镶嵌,并与铁闪锌矿连生。部分磁黄铁矿与方铅矿呈不规则状连生。还有部分磁黄铁矿呈脉状交叉黄铁矿。显微镜下测定的矿物粒级分布结果见表2。由表2可见,磁黄铁矿和铁闪锌矿以细中粒为主,方铅矿、黄铜矿颗粒较微细。以上研究结果表明,矿石矿物组成较为复杂,矿物嵌布特征较为特殊,主要为各种硫化物之间镶嵌,硫化矿物与脉石镶嵌,或硫化矿物以胶结物形式胶结石英碎屑,呈较均匀的浸染状、条带条纹状构造。矿物嵌布粒度较细,尤其是黄铜矿和方铅矿,直接影响它们的单体解离,致使选矿分离难度较大。2试验用水、试剂试验用XMQ-240×90锥形球磨机磨矿,用XFD系列单槽和XFG系列挂槽浮选机浮选。试验用水为自来水。试验试剂除捕收剂、起泡剂为工业级外,其他均为分析纯。单元试样重1000g。矿浆pH与矿浆电位用哈纳pH211A型酸度离子计测定,所配电极为HI1131B玻璃复合电极。3铜的插装法研究因矿石中黄铜矿和方铅矿嵌布粒度微细,优先浮铜的探索性试验表明,铜矿物回收率极低,且精矿中大部分为铅矿物。根据这一情况,决定采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的技术路线。3.1矿浆电位与矿浆ph值数据的关系试验过程中,监测了大量矿浆电位与对应的矿浆pH值数据,将这些数据用图1的形式表现出来,可见矿浆电位与矿浆pH值几乎呈线性关系,因而可通过调节矿浆pH值较准确地控制矿浆电位。3.2几种硫化矿捕收剂对铜铅矿物的选择性采用石灰作矿浆电位调整剂,固定矿浆电位在-75～-125mV之间,考察了丁黄药、乙硫氮、苯胺黑药、BK-908、丁黄药+苯胺黑药、丁黄药+乙硫氮等捕收剂对铜铅混合浮选的影响,结果表明几种硫化矿捕收剂乙硫氮、丁黄药、苯胺黑药、BK-908均对铜铅矿物有一定的捕收作用。但就捕收能力和选择性而言,乙硫氮、苯胺黑药较合适,特别是乙硫氮的性能更优。丁基黄药对试样中铜铅矿物的捕收能力最强,但选择性较差,混合精矿中含锌较高(丁黄药与苯胺黑药、乙硫氮的混用也出现类似结果),会对后续精选和锌的回收造成困难。因此,选择乙硫氮作为铜铅混浮的捕收剂。3.3粗选、细选试验矿浆电位(矿浆pH值)是铜铅矿物浮选的重要影响因素,正确掌握与控制矿浆电位对选矿指标起决定性作用,因此考察了矿浆电位对铜铅矿物浮选的影响。试验采用石灰来调整矿浆电位,试验流程和试验条件见图2,顾及试样中铜、铅、锌各矿物的嵌布粒度并考虑现场情况,对于粗选作业,确定磨矿细度为-74μm占75%。试验结果见表3。由表3可见,随矿浆电位的降低(矿浆pH值的增大),铜铅混合粗精矿中铜铅品位同时升高,回收率也有所增加,但当矿浆电位超过-278.4mV以后,再降低矿浆电位,粗精矿中锌品位降幅有限而铜回收率开始下降,因此,适宜的浮选矿浆电位为-275～-300mV,对应的矿浆pH值为12左右。3.4氮的用量试验按照图2流程,使浮选矿浆电位为-275～-300mV,改变乙硫氮的用量,试验结果见图3。由图3可见,随捕收剂用量的增加,铜铅混合粗精矿中铜铅的回收率也增加,但捕收剂用量超过60g/t以后,回收率已趋于平稳,且会影响精矿品位,所以捕收剂用量控制在60g/t较合适。3.5混浮粗选znso4+na2so3组合剂用量试验铜铅锌硫化矿属于复杂硫化矿,铜铅与锌之间很难分离,除合适的矿浆电位(矿浆pH值)以外,ZnSO4和Na2SO3组合使用对矿石中的锌具有很好的抑制作用,能降低铜铅混合精矿中的锌含量。因此,按图2流程,在矿浆电位-275～-300mV条件下进行了铜铅混浮粗选ZnSO4+Na2SO3组合抑制剂的用量试验。试验结果见表4。从表4可见,随抑制剂用量增加,铜铅粗精矿中的锌含量降低,可为后续铜铅粗精矿的精选和铜铅分离创造条件。根据试验结果,ZnSO4+Na2SO3控制在1000g/t+1000g/t较合适。3.6合粗选优后的筛选试验因矿石中铜铅矿物嵌布粒度较细,铜铅混合粗精矿直接精选后进行铜铅分离无法获得合格的铜精矿和铅精矿,为此,考察了铜铅混合粗精矿再磨后进行精选及抑铅浮铜的试验方案。在药剂调优的基础上,按图4流程及条件,不同再磨细度下的铜、铅精矿指标见图5。由图5可见,随再磨细度提高,铜精矿铜回收率升高,铜品位差距不大,而铅精矿铅品位则有所提高,但当再磨细度达到-50μm占90%后,进一步增加再磨细度对铜、铅精矿的选矿指标提高帮助不大。因此,再磨细度取-50μm占90%。3.7筛选工艺条件确定铜铅混合浮选尾矿中的锌由于混合浮选时要强化铜铅与锌硫的有效分离而受到了强烈的抑制,必须活化后才能浮选回收,而采用组合抑制剂可使被铜离子活化并被丁黄药捕收的铁闪锌矿与磁黄铁矿成功分离。为此,采用硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂,并采用以Na2SO3为主要成分的组合抑制剂抑硫浮锌。经调优试验,确定锌粗选的适宜条件为:硫酸铜400g/t,组合抑制剂1000g/t,丁黄药80g/t,2号油30g/t,矿浆电位-290～-310mV。在此条件下,可获得含Zn51.24%、含Pb0.24%、含Cu0.12%、Zn回收率78.36%的锌粗精矿。选锌后尾矿可浮选回收硫,因其工艺成熟,未进行深入研究。3.8试验结果分析在上述试验及选锌开路试验基础上,进行了铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选的全流程闭路试验。试验流程与药剂制度见图6,试验结果见表5。由表5可见,采用电位调控浮选分离工艺可获得含铜18.13%、含铅7.02%、含锌5.83%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、含铜1.26%、含锌12.38%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、含铜0.14%、含铅0.18%、锌回收率86.17%的锌精矿。与生产现场采用的工艺相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到大幅度提高。4铜铅混合粗选矿针对某铜铅锌多金属硫化矿的矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,混合浮选以乙硫氮为捕收剂、ZnSO4+Na2SO3为抑制剂,并控制矿浆电位为-275～-300mV,实现铜铅矿物与锌硫矿物的分离;铜铅混合粗精矿通过再