印尼某难选铜硫矿选矿试验研究

2016-12-09 07:07:42贾清梅李凤久
中国矿业 2016年9期
关键词:中铜硫化钠矿浆

贾清梅,陈 鹏,李凤久

(华北理工大学,河北唐山063009)

印尼某难选铜硫矿选矿试验研究

贾清梅,陈 鹏,李凤久

(华北理工大学,河北唐山063009)

根据印尼难选铜硫矿的矿石特征,对其进行了优先浮选闭路试验研究,针对该矿中氧化铜和可溶性铜盐含量较高的特点,试验确定了合理的工艺条件,有效地解决了矿石浮选过程中大量铜离子致使铜硫难以分离的问题。在磨矿细度为-0.074mm占75%条件下,采用石灰加硫化钠的组合抑制剂,经过优先浮铜,原浆选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可以获得铜品位为16.21%,回收率84.21%的铜精矿,硫品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿。

铜离子;铜粗选;硫化钠;优先浮选;印尼

铜硫矿石作为提取铜和硫的主要矿石来源,如何高效的进行铜硫分离成为铜硫矿石浮选过程的关键技术[1]。近年来人们对铜硫分离的浮选工艺、浮选药剂等方面做了大量的研究工作,重点的研究方向主要集中在如何攻克传统高碱度工艺铜硫分离的缺陷及伴生元素回收率低的难题,开发低碱度浮选新工艺,研制新型捕收剂和抑制剂强化铜硫的分离[2-5]。但含铜离子较多的铜硫矿石分离更加困难其相关研究较少。本研究中处理的印尼某铜硫矿由于氧化铜含量较高加之含有可溶性的胆矾、铜绿钒铜盐矿物,使该矿在分选过程中矿浆中会产生大量的铜离子,铜离子与黄铁矿表面元素发生置换并氧化还原生成铜蓝及辉铜矿,因此被铜离子活化后的黄铁矿具有类似硫化铜矿物的浮游特性。损坏了浮选过程中矿物本身所应该具备的浮选特性,致使铜硫的分离增加了更多的困难[6-9]。本实验将针对印尼难选铜硫矿的矿石性质并对其进行铜硫分离选矿试验研究。

1 矿石性质

试验所用的矿样采自印尼某地,该矿体上部风化明显,并高岭土化,含泥量大,铜氧化率高,含铜矿物种类较多,矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、孔雀石、蓝铜矿、孔雀石,含少量胆矾、铜绿钒等。脉石矿物以方解石、石英、石榴石、长石、云母、含铜铝硅酸等。铜矿物呈脉状、网脉状、条带状、浸染状、带状等形态分布。另有块状、浸染状、脉状、角砾状等构造。

原矿多元素分析结果见表1,铜的物相见表2。

表1 原矿多元素分析结果

表2 铜物相分析结果

从表1和表2中的分析结果可以看出,矿石中铜、铁、硫是主要的回收元素,金、银可作为伴生元素回收,其中钼,铅、锌的品位较低未达到工业品位。铜矿中主要为黄铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿原生和次生硫化铜矿,占有率为57.5%,孔雀石、蓝铜矿氧化铜含量占22.51%,较高的氧化铜含量会对铜的回收率造成不利影响,值得注意的是该铜矿中含有可溶性铜盐矿物胆矾(CuSO4·5H2O)、铜绿钒((Fe,Cu)SO4·7H2O),含量占20%,如此高的含量,在浮选过程中必然会产生大量的铜离子,使铜硫在分离上变得更加的困难。为了考察矿浆中铜离子的含量,采用传统滴定法测定了矿浆中铜离子的浓度,所需标准溶液按照标准配好,滴定过程的具体反应见式(1)~(3)。

具体方法为,将磨好的原矿放入XFD型单式1.5m3浮选机中,调整矿浆浓度为33.5%,搅拌3min后停止,静置矿浆10min后,在上层清液中用移液管精准吸取1.00m L待测溶液于250m L锥形瓶中,用定量加液管加入10.00m L浓度为100g/L的KI溶液,立即用Na2S2O3标准溶液滴定至浅黄色,再加入1.00m L浓度为10g/L的淀粉指示剂,继续滴定至溶液呈浅蓝色,加入10.00m L浓度为50g/L的KSCN溶液,摇动锥形瓶,溶液的蓝色逐渐变深,继续滴定至蓝色刚好消失(乳白色悬浊液)即为滴定终点,通过式(4)即可计算出矿浆中铜离子质量浓度[10]。式中:c为硫代硫酸钠标准溶液的浓度,0.105mol/L;ρ为滴定法测得矿浆溶液中铜离子的浓度,mg/L;V3为待测矿浆溶液的体积,mL;V4为样品消耗硫代硫酸钠溶液的体积,mL。

采用传统滴定法测得原始矿浆中铜离子质量浓度为245.63mg/L;在原始矿浆中按3kg/t的用量加入硫化钠粉末后按照测原始矿浆的方法测得矿浆的铜离子质量浓度为43.24mg/L。上述结果说明加入硫化钠后对降低矿浆中的铜离子浓度效果是显著的。

2 优先浮选试验研究

根据原矿性质研究结果,优先考虑采用优先浮选的工艺流程,在如图1所示流程,对原矿在不同条件下进行了粗选试验以确定出最优的药剂制度。采用XFD型单式1.5m3浮选机,浮选浓度为33.5%。

图1 铜粗选试验流程

2.1 石灰用量试验

为了探索石灰能否在该矿石中达到预期的抑制作用,进行了石灰添加量的试验研究,捕收剂先采用Z-200 50g/t,2号油添加量60g/t。具体操作过程见图1,相关数据可以从图2曲线得知。

由图2中数据得知,随着石灰添加量的不断增大,使得铜品位先减小然后增大,但是硫品位变化并不明显且较高,说明单一石灰不能有效抑制黄铁矿,所以考虑运用石灰和其他抑制剂组合添加共同作用。

2.2 抑制剂种类试验

由石灰用量试验结果可知,单一石灰对黄铁矿的抑制效果并不明显,所以采用石灰与其他抑制剂组合做了抑制剂种类试验,捕收剂先采用Z-200 50g/t,2号油添加量60g/t。具体操作过程见图1,相关数据见表3。

由表3结果可知,三种组合抑制剂效果最好的为石灰加硫化钠,硫化钠本身也是一种活化剂,在

抑制剂种类的实验过程中发现该矿中的黄铁矿很难被抑制,考虑到该矿属于混合矿,矿石中含有氧化铜及可溶性铜盐矿物胆矾、铜绿钒,即该矿在浮选过程中会形成大量铜离子,铜离子与黄铁矿表面元素发生置换并氧化还原生成铜蓝及辉铜矿,其反应见式(5)、式(6)[6]。

因此,被铜离子活化后的黄铁矿具有类似硫化铜矿物的浮游特性。所以当抑制剂中添加大量硫化钠后中和了矿浆中的铜离子,使铜离子与硫化钠作用形成人造铜蓝沉淀,使铜离子与黄铁矿的表面不再发生反应,达到了良好的抑制效果。所以确定抑制剂种类定为石灰和硫化钠组合。

2.3 不同磨矿细度浮选条件试验

由抑制剂种类试验可知硫化钠在浮选过程中的抑制效果较为理想,所以抑制剂采用硫化钠加石灰,捕收剂先采用Z-200 50g/t,2号油添加量60g/t。试验操作过程见图1,进行了不同细度浮选试验,相关数据结果见图3。

从图3曲线相关数据可知,在-0.074mm占75%时,粗选精矿中铜品位与回收率综合指标较好,硫品位及回收率最低。考虑此通过一段磨矿即可达到预期的效果,结合考虑将来生产成本,确定磨矿细度为-0.074mm占75%。

2.4 捕收剂种类条件试验

当确定入选粒度为-0.074mm占75%后,进行了捕收剂种类及用量试验。捕收剂种类相关数据分析结果见表4。

由表4试验结果可知,考虑品位和回收率的综合指标确定捕收剂采用乙黄药。

2.5 乙黄药用量条件试验

入选粒度为-0.074mm占75%,抑制剂采用硫化钠(0.3kg/t)加石灰(7kg/t),2号油添加量60g/t。捕收剂确定为乙黄药,进行捕收剂添加量浮选试验。试验操作过程见图1,试验数据分析结果见图4。

图2 石灰用量与铜粗选精矿中铜、硫品位和回收率的关系

表3 抑制剂种类浮选试验结果

从图4数据分析可知,乙黄药的添加量持续加大,铜品位先减小后增大,硫品位不断降低,在捕收剂添加量为30g/t时,铜的回收率最大。考虑后续还有精选作业,所以将乙黄药的添加量定为30g/t。

2.6 抑制剂石灰加硫化钠组合用量条件试验

确定磨矿细度-0.074mm占75%,乙黄药添加量30g/t,2号油添加量60g/t。进行抑制剂添加量条件试验,由于该矿浮选矿浆中含有大量的铜离子,会活化矿石中的黄铁矿使分选不易进行,硫化钠的主要作用就是中和矿浆中的铜离子使其形成硫化铜沉淀并随铜矿物浮起,而且避免铜离子在黄铁矿表面吸附,使石灰的抑制作用达到最佳,在使用硫化钠的过程中一定要严格控制用量,使用过量也会对硫化铜矿产生抑制作用,并严格控制浮选和搅拌时间(试验中采用的分段添加),由于随着搅拌时间的增加,矿浆中的铜离子浓度会逐渐增加,所以为保证试验的准确性在磨矿的同时先加入1 kg/t的硫化钠,确保中和矿浆中铜离子的用量。然后再进行硫化钠添加量的试验,将磨好矿后的硫化钠加入量作为变量。先固定石灰添加量做了抑制剂硫化钠添加量试验,相关数据分析结果见图5。

图3 磨矿细度与粗选精矿中铜、硫品位和回收率的关系

表4 捕收剂种类及用量浮选条件试验结果

图4 乙黄药用量与粗选精矿中铜、硫品位和回收率的关系

图5 硫化钠用量与粗选精矿中铜、硫品位和回收率的关系

由图5试验数据分析可知,硫化钠添加量的持续增大铜品位在一直提高,硫的回收率在一直降低,当硫化钠添加量8kg/t时,硫回收率最低,即该用量对黄铁矿抑制的作用较理想。所以确定硫化钠用量为8kg/t。硫化钠确定为8kg/t后又进行了石灰添加量试验。试验相关数据见图6。

图6 石灰用量与铜粗选精矿中铜品位和回收率的关系

从图6曲线数据可获知,随石灰添加量的增大,铜品位及回收率逐渐降低,所以将石灰的添加量定为7kg/t。所以将组合抑制剂添加量分别定为:石灰7kg/t、硫化钠8kg/t的组合药剂添加量。

3 优先浮选闭路试验

磨矿细度定为-0.074mm占75%,各个分选过程所采用的药剂添加量均采用试验所得出的最优条件,进行优先浮选闭路试验。具体操作条件见图7,相关数据分析结果见表5。

从表5试验结果可知,经过优先浮选闭路试验,可以获得品位16.21%,回收率84.21%的铜精矿,品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿,获得了相对较好的指标。

图7 优先浮选闭路流程试验流程图

表5 优先浮选闭路流程试验结果

4 结 论

1)该矿氧化程度较深且含有胆矾、铜绿钒可溶性铜盐矿物,矿石经磨矿后在浮选矿浆中会使大量的铜离子出现,铜离子与黄铁矿表面元素发生置换并氧化还原生成铜蓝及辉铜矿,因此被铜离子活化后的黄铁矿具有类似硫化铜矿物的浮游特性,使石灰等抑制剂很难作用到黄铁矿表面,所以增加了铜硫矿物分离的难度。

2)由于该矿石中铜矿物种类繁多,特别是含有大量铜盐矿物,给铜硫分离带来了很大困难,通过试验研究确定了采用了石灰加硫化钠的组合抑制剂,其中硫化钠起到了至关重要的作用。硫化钠使矿浆中的铜离子与其作用形成人造铜蓝沉淀,消耗了矿浆中的大量铜离子,使黄铁矿表面不被铜离子活化,使石灰真正作用到黄铁矿表面,达到了良好的抑制效果,为处理该类矿石提供了借鉴作用。

3)采用优先浮选的闭路浮选试验,最终得到了品位16.21%,回收率84.21%的铜精矿,品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿。

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Experimental research on mineral processing of copper-sulfur ore in Indonesia

JIA Qing-mei,CHEN Peng,LI Feng-jiu
(North China University of Science and Technology,Tangshan 063009,China)

Closed-circuit test of preferential flotation was made based on the characteristics of refractory copper-sulfur ore form Indonesia.The reasonable process conditions were determined based on the characteristics of the higher copper oxide and soluble copper salt,which solved the problem that a large number of copper in the flotation process is difficult for the copper-sulphur separation.The inhibitors is use of lime and Sodium sulfide,which obtained the copper concentrate of the copper grade is 16.21%,recovery rate is 84.21%,sulfur concentrate of the sulfur grade is 45.14%,recycling rate is 82.11%after the coppersulfur flotation separation process of cu-preferential flotation and sulphur separation from crude pulp in the condition of the grinding fineness was 75%-0.074mm.

copper ion;copper rough selection;sodium sulfide;selective flotation;Indonesia

TD923

A

1004-4051(2016)09-0111-05

2016-01-25

贾清梅(1974-),女,副教授,硕士生导师,主要从事复杂难选矿的高效回收工艺与理论方面的教学和研究工作。E-mail:jqm101@163.com。

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