快速浮选新工艺的研究与应用概要.docx

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快速浮选新工艺的研究与应用概要

快速浮选新工艺的研究与应用

朱穗玲,Ξ吴熙群,李成必

　　摘　要:

德兴铜矿采用混合浮选—粗精矿再磨分离工艺,虽然选矿指标处于国内外先进水平,但铜精矿品位难以进一步提高,钼的回收率也较低。

快速浮选新工艺充分利用矿物的解离特性和可浮性差异,采用高效选择性捕收剂AP,实现了大部分铜矿物的快速浮选和早收,改善了二段铜硫分离效率,提高了最终铜精矿品位,大大提高了钼的回收率。

新工艺已成功应用于工业生产。

关键词:

铜矿石;铜精矿品位;钼回收率;快速浮选;选择性捕收剂AP

中图分类号:

TD952.1　　文献标识码:

A　　文章编号:

1671-9492（200306-0001-04

　　斑岩铜矿的选矿在我国已有几十年历史,混合浮选-铜硫分离工艺是处理斑岩铜矿最普遍使用的选矿方法。

近年来国际市场铜价格不断下跌,严重影响到我国铜矿山的生存能力。

降低采选冶成本、提高选矿指标和综合利用水平是我国铜工业生存和发展的关键。

江西铜业公司是我国的重要铜生产基地,为了降低冶炼成本、扩大冶炼能力,果断地提出实行精料方针,将最终铜精矿品位提高到28%确定为“十五”期间的奋斗目标。

德兴铜矿作为江西铜业公司的主干企业,对实现这一目标起着举足轻重的作用。

德兴铜矿是特大型斑岩铜矿,铜储量779万t,并伴生有具有巨大经济效益的金和钼等有用元素。

德兴铜矿多年来一直采用混合浮选—粗精矿再磨分离（包括改进后的中矿选择性分级再磨浮选工艺。

采用该工艺,尽管可以获得满意的指标,但由于混合浮选时使用强捕收剂,致使铜硫分离困难,铜精矿品位难以进一步提高,钼则由于铜硫分离时pH过高而损失。

快速浮选新工艺充分利用矿物的解离特性和可浮性差异,采用对铜捕收力强、对硫捕收力较弱的高效选择性捕收剂AP,实现了大部分铜矿物的快速浮选和早收,改善了二段铜硫分离效率,降低了石灰用量,不仅提高了最终铜精矿品位,而且也大幅度提高了钼的回收率,并且降低了回收钼的边界品位。

1　国内外斑岩铜矿选矿工艺概况国外斑岩铜矿选矿厂大都采用混合浮选—再磨分离的工艺,极少采用优先浮选和中矿再磨工艺。

国外矿山比较重视铜精矿品位,一般为25%~28%,个别少于25%,铜回收率为75%~90%。

美国、加拿大、墨西哥等主要使用黄药、米湟列克、黑药、硫代氨基甲酸酯和黄原酸丙烯酯作捕收剂。

前苏联主要使用黄药等作为捕收剂[1]。

美国科珀顿铜选矿厂（Copperton采用铜钼硫混合浮选—中矿集中处理工艺。

铜钼硫粗精矿用氰化物抑制硫进行精选。

智利科拉豪西铜选矿厂（Collahasi采用混合浮选粗精矿再磨分离工艺。

阿根廷阿伦布雷拉矿物公司选矿厂同样采用铜硫混合浮选—粗精矿再磨分离工艺。

铜硫分离在高pH介质中进行,并且使用氰化物。

秘鲁夸霍内铜选矿厂（Cualone采用铜硫混合浮选—粗精矿再磨分离工艺。

铜硫分离在高pH介质中进行。

国内大型斑岩铜矿主要有德兴铜矿（大型露采和铜矿峪铜矿（地下开采,其余都为中小型矿山。

铜硫混合浮选分离工艺几乎是我国处理斑岩铜矿的唯一选矿方法。

一般都使用对铜、硫捕收力强的长碳链黄药,造成铜硫分离困难,为了获得较高品位的铜精矿,铜硫分离时须添加大量石灰,但铜精矿品位仍难以保证,高碱条件也致使钼回收率较低。

铜矿峪铜矿矿石性质较简单,铜矿物嵌布粒度较粗,伴生的硫等含量较低,故生产流程较简单。

采用一段磨矿流程,获得铜品位22%~24%、铜回收率80%~89%的铜精矿。

德兴铜矿投产初期采用一次闭路磨矿分级—高

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1

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2003年第6期　　　　　　　　　　　有色金属（选矿部分

Ξ收稿日期:

2003-07-30

作者简介:

朱穗玲（1961-,女,天津人,北京矿冶研究总院高级工程师,北京,100044

碱度优先浮选工艺,铜精矿品位10%~12%,回收率80%左右;经过不断技术改造,采用混合浮选、粗精矿再磨分离、中矿选择性分级再磨浮选工艺,铜精矿品位逐步提高到24%,铜回收率也相应提高到85%~86%。

2　选矿生产流程变革简述

德兴铜矿1965年投产。

1965~1980年,采用一段磨矿、优先浮选（一次粗选、两次扫选、三次精选流程,磨矿细度为-0.074mm占55%~60%,未进行铜硫分离,铜精矿品位10%~12%,铜回收率70%~82%[2]。

1980年,将优先浮选流程改造为一段全混合开路浮选、混合粗精矿再磨、铜硫分离、中矿顺序返回流程,铜精矿品位从18%~20%提高到22%~24%,铜回收率从78%~80%提高到82%~85%[2]。

1997年,采用中矿选择性分级再磨浮选工艺[2-4],将二段分离的一次精选作业尾矿返回磨矿分级,进一步改善了选矿指标。

在泗洲选厂完成的工业试验中,二段铜回收率提高0.52%,铜精矿品位提高0.24%。

1998年,泗洲选厂全面推广该工艺,二段铜、金、银回收率分别达到98.36%、66.22%和67.62%,与原工艺同期相比,二段铜、金、银回收率分别提高0.76%、1.39%和8.85%。

1999年1月开始在大山选矿厂推广应用,在相同给矿品位和获得相同铜精矿品位的情况下,二段铜回收率提高0.55%,达到了98.17%。

3　快速浮选新工艺的提出

从德兴铜矿选矿工艺的改革过程来看,将优先浮选流程改为混合浮选、混精再磨分离、中矿顺序返回流程,可以大幅度提高铜精矿品位和铜回收率,是德兴铜矿一次具有重大意义的选矿工艺改革。

在此基础上,又研究开发了中矿选择性分级再磨浮选流程,进一步提高了铜和伴生金属回收率,稳定了选矿指标,这是德兴铜矿选矿工艺改革的又一重要成果。

特别值得一提的是异步混合浮选工艺在德兴铜矿的试验成果。

异步混合浮选工艺的技术思路是[1],人为地分步控制介质,选用选择性强的捕收剂XF-3和捕收力强的混合黄药,使易选黄铜矿和可浮性差的、未解离的铜矿物、黄铁矿,不同步地在各自适宜条件下,充分地分步浮选。

第一步,在低碱度（pH9左右矿浆中选用XF-3,实现易浮铜为主的浮选,所得粗精矿经再磨分选,获得一步铜精矿。

第二步以混合黄药为捕收剂,强化难浮铜的浮选,所获粗精矿经再磨后在高碱度下进行铜硫分离获得二步铜精矿。

不同性质的一步和二步粗精矿分别再磨再选,实现了异步混合浮选,有效地回收了铜。

1994年,异步混合浮选工艺在泗洲选矿厂二期（15000t/d连续三个月的工业生产指标与同期混合浮选生产指标相比,铜精矿品位提高了3.69,铜回收率提高了3.18%,金和钼回收率分别提高了4.10%和24.53%。

遗憾的是,由于各种原因,该工艺后来并未投入长期生产使用,这既有其它的原因,当然也有该工艺本身存在的一些问题。

但是,异步混合浮选工艺的先进性是不能否定的。

德兴铜矿石磨至-0.074mm占60%~65%后,铜矿物单体解离度达75%,这部分铜矿物既已解离,就应该可以先行早收而无须再磨。

原生产工艺,包括中矿选择性分级再磨浮选工艺,并未能充分利用铜硫矿物的这种解离特性及其可浮性差异,而是采用捕收能力强、选择性较差的黄药作捕收剂进行混选,使本已单体解离的铜矿物没有及时浮出,而又进入了再磨,造成过磨或表面受到污染,给二段铜硫分离带来困难,造成铜精矿品位偏低。

异步混合浮选工艺虽然注意到了铜矿物的可浮性差异以及解离状况对浮选的影响,而且也据此实现了铜矿物的分步浮选,大大地改善了分选效果,但该工艺没有对已单体解离铜矿物是否可直接产出予以深入研究,将本已单体解离可直接产出的铜矿物还是进入了再磨精选,从而限制了选矿指标特别是铜精矿品位的进一步提高。

因此,如果能开发一种药剂并设计一种工艺,以单体铜矿物和富连生体铜矿物为捕集目标,首先将单体铜矿物、富连生体铜矿物与贫连生体铜矿物及含硫矿物分离,通过在粗选作业添加选择性强的铜捕收剂、增加铜矿物间的可浮性差异,就应该可以实现对粗颗粒单体铜及富连生体铜的早收。

这就是快速浮选新工艺的基本思路,它包括流程的改革和保证流程改革成功的选择性捕收剂的研究应用。

4　试验结果及生产应用

4.1　小型试验结果[5]

混合浮选（即原工艺、快速浮选-合并精选及快速浮选-分别精选小型对比试验原则流程分别见图1-A、B、C,试验结果见表1。

原工艺添加混合黄药进行混合浮选。

而快速浮选方案在快速浮选作业

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2

・有色金属（选矿部分　　　　　　　　　　　　2003年第6期

添加AP作捕收剂。

试验结果表明,采用快速浮选方案,通过添加选择性捕收剂AP,能有效地提高铜精矿品位,尤其是快速浮选-分别精选方案的效果更为明显

。

图1　各方案原则工艺流程

Fig1　Principleflowsheetofthreeflotationtechnology

　表1各方案小型试验结果

　Tab1

Experimentalresultsofthreeschemes

流程产品名称产率/%

品位/%

CuSAu/（g・t-1

Mo回收率/%

CuSAuMo快

速浮选工艺合并精选铜精矿1.3027.0030.0715.700.5189.1419.2571.2481.05二段尾矿7.010.1022.770.260.0091.7876.696.367.70一段尾矿91.690.0390.090.070.0019.084.0622.4011.25原矿100.00.392.030.280.008100.0100.0100.0100.0分别精

选快速铜精矿0.7329.9430.6713.230.8555.6110.9035.6775.18二段铜精矿0.5225.2631.2118.710.08633.427.9035.935.45总铜精矿1.2527.9930.8315.470.5289.0318.8071.6080.63二段尾矿6.840.1223.170.310.0102.0977.178.038.23一段尾矿91.910.0380.090.060.0018.884.0320.3711.14原矿100.00.392.050.270.008

100.0100.0100.0100.0

混合浮选

工艺铜精矿1.26826.62031.7616.7885.6314.7870.92二段尾矿7.1160.15230.450.452.7479.5210.67一段尾矿91.6160.0500.170.0611.635.7018.41原矿

100.0

0.394

2.725

0.30

100.0

100.0

100.0

4.2　工业试验结果4.2.1　合并精选工业试验[5]

合并精选工业试验在泗洲选厂磨二工段进行。

试验系列和对比系列原则流程分别见图1-B、A,工业试验规模为5000t/d。

快速浮选作业使用选择性捕收剂AP,所获快速铜粗精矿铜平均品位15%左右,富集比约为38,铜回收率40%左右,较好地实现了对部分已单体解离铜矿物的早收。

快速浮选尾矿混合浮选、混合粗精矿再磨经分离粗选所得精矿与快速浮选铜粗精矿合并精选,所获工业试验指标见表2。

试验系列与对比系列相比,铜精矿铜品位由

24.70%提高到25.59%,提高了0.89%,铜回收率

分别为83.21%和83.30%。

铜精矿中钼品位分别为0.122%和0.126%,钼回收率分别为30.21%和31.84%。

4.2.2　分别精选工业试验[5]

分别精选工业试验在大山选厂进行。

试验系统和对比系统原则流程分别见图1-C、A,试验规模为3万t/d。

快速浮选作业添加AP,在低碱度条件下使大部分铜在快速粗选作业中上浮,经单独精选可获得高品位铜精矿。

快速浮选粗精矿含铜11.18%、含硫10.85%、铜回收率64.78%,黄铁矿

基本上没有上浮。

表3结果表明,快速浮选作业可

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3・2003年第6期　　　　　　　朱穗玲等:

快速浮选新工艺的研究与应用

获得含铜28.30%、含钼0.483%的快速铜精矿,铜、钼回