稀有金属 2015,39(04),350-356 DOI:10.13373/j.cnki.cjrm.2015.04.009
含钼、铜、锌、铋多金属硫化矿无氰分离工艺研究
谭欣 王中明 赵杰 刘书杰 刘方 苏建芳
北京科技大学土木与环境工程学院
北京矿冶研究总院矿物加工科学与技术国家重点实验室
摘 要:
对某含钼0.26%、铜8.68%、锌8.98%、铋1.58%、硫40.12%的多金属硫化矿石进行了无氰分离工艺研究,该矿石由钨重选毛砂的枱浮硫化矿和钨细泥的机浮硫化矿组成。根据矿石的性质,采用钼—铜(铋)—锌(铋)顺序优先浮选工艺流程。钼浮选时,采用选择性捕收剂BK-306,有利于提高钼回收率;采用选铜特效捕收剂BK302,有利于提高铜的回收率,并减少锌的互含损失;锌浮选时,采用异丙基黄药与丁基黄药以及选择性捕收剂BK418组合,有利于实现锌(铋)—硫的分离。铜精矿和锌精矿采用重选摇床分离回收铋。闭路试验获得钼精矿含钼50.62%、回收率94.63%;铜精矿含铜28.30%、铋2.21%、锌4.46%,铜回收率90.06%、铋回收率41.35%;锌精矿含锌41.20%、铋3.54%、铜3.43%,锌回收率82.70%、铋回收率42.77%。对铜精矿和锌精矿分别进行摇床分选,获得含铋16.86%,总回收率65.08%的铋精矿。
关键词:
无氰分离工艺;选择性捕收剂;钼-铜-锌-铋硫化矿石;优先浮选;
中图分类号: TD923
作者简介:谭欣(1968-),男,湖南长沙人,博士研究生,教授级高级工程师,研究方向:低品位难处理矿石分离技术;电话:13718831152;E-mail:tanxin626@126.com;
收稿日期:2013-12-20
基金:国家科技部“十二五”国家科技支撑计划项目(2012BAB10B03)资助;
Cyanide-Free Separation Process of Polymetallic Sulfide Ores Containing Mo,Cu,Zn and Bi
Tan Xin Wang Zhongming Zhao Jie Liu Shujie Liu Fang Su Jianfang
Civil and Environmental Engineering School,University of Science and Technology Beijing
State Key Laboratory of Mineral Processing,Beijing General Research Institute of Mining & Metallurgy
Abstract:
The separation of sulfides bulk concentrates with 0. 26% Mo,8. 68% Cu,8. 98% Zn,1. 58% Bi and 40. 12% S,which were separately obtained by table flotation of gross sand of gravity separation of wolframite and bulk flotation of wolframite slimes using butyl xanthate and oil No. 2,etc.,was studied using cyanide-free process. According to the ore property,molybdenum minerals,copper accompanying with part of bismuth minerals and zinc with part of bismuth minerals were sequentially recovered with preferential flotation. Selective collector BK-306 was used to improve molybdenum recovery; effective collector BK302 was used to improve copper recovery and reduce the mutual containing loss of zinc in copper concentrate; the combined isopropyl xanthate,butyl xanthate and selective collector BK418 were used to separate zinc and bismuth minerals from sulfur minerals. Bismuth minerals were respectively separated from copper and zinc concentrates by table separation. The results of the closed circuit test showed that a molybdenum concentrate could be obtained with Mo grade of 50. 62% and recovery rate of 94. 63%; a copper concentrate with Cu grade of 28. 30%,Bi grade of 2. 21%,Zn grade of 4. 46% and Cu recovery rate of 90. 06%,Bi recovery of 41. 35%; and a zinc concentrate with Zn grade of41. 20%,Bi grade of 3. 54%,Cu grade of 3. 43% and Zn recovery rate of 82. 70%,Bi recovery of 42. 77%. A bismuth concentrate containing 16. 86% Bi with total Bi recovery being 65. 08% was obtained by table separation tests on copper and zinc concentrates.
Keyword:
cyanide-free separation technique; selective collectors; Mo-Cu-Zn-Bi sulfides concentrates; preferential flotation;
Received: 2013-12-20
钨矿大多伴生有钼、铋、铜、铅、锌等有价金属硫化矿[1,2,3,4]。这些矿物因具有较高的密度,在黑钨重选过程中将随钨的粗选而富集到重选毛砂中, 并在钨精选加工中经枱浮等脱硫工艺分选出混合硫化矿物。该部分硫化矿因有价金属多,已成为钨选厂综合回收伴生金属的主要原料[5,6,7]。由于各钨矿山枱浮硫化矿所含有价金属各不相同,可浮性也不尽一致,因此所采用的选矿流程也有所不同[8,9,10]。过去对黑钨重选毛砂和细泥分别采用丁基黄药、二号油等枱浮和混合浮选脱出的含钼、 铜、锌、铋、铁混合硫化矿物进行泡沫浮选分离时,由于该硫化矿矿物种类多、成分复杂,并含有大量的油药,因此浮选分离困难,采用大量氰化钠进行钼、铋、铜、锌、铁浮选分离。该有氰生产工艺存在着选矿工艺流程不合理、药剂用量大,生产成本高的问题,特别是氰化物全年用量25 t,相当于每吨附产精矿用量40 kg,每产一吨附产精矿需800 ~ 1000元药剂,并最终造成附产精矿中的互含损失大( 其中: 铜精矿含铋1. 15% ,其金属占有率为20. 00% ,铜精矿含锌8. 00% ,其金属占有率为35. 00% ) ,银回收率低。而且大量的含氰废水造成严重的环境污染。因此,开展提高黑钨矿山伴生有用金属回收率的新技术研究,降低硫化矿分离生产成本和氰化物用量、减少环境污染,建设资源节约型社会,对有效地利用有限的矿产资源、提高钨矿山的经济效益具有重要的意义。本文主要介绍江西赣州某钨矿山硫化矿中钼铜锌铋无氰分选的选矿试验成果。
1实验
1.1试样
试验原料为江西赣州市某钨矿提供的黑钨矿重选毛砂枱浮和细泥浮选脱出的多金属硫化矿, 其元素化学分析见表1。矿石矿物组成复杂,可回收的有价金属分别为钼、铋、铜、锌、银。试样中可回收的有价矿物主要为辉钼矿、黄铜矿、铁闪锌矿、斜方辉铅铋矿、辉铋矿、自然铋和硫铋铅银矿等。硫矿物主要为黄铁矿,其次为磁黄铁矿等。脉石矿物主要是石英,其次有少量白云母、长石、毒砂等。
1.2方案
根据试样的性质,借鉴国内外生产和科研现有资料,对于这种多金属复杂硫化矿的分离,试验采用钼、铜、锌的选择性捕收剂和高效调整剂组合顺序优先浮选钼、铜( 铋) 、锌( 铋) ,铜精矿和锌精矿再重选摇床分选铋的无氰分离工艺[11,12,13,14,15,16]。 为了给分选过程创造有利条件,磨矿时在球磨机中加入活性炭500 g·t- 1和硫化钠3 kg·t- 1对待浮硫化矿试样进行脱药处理,尽量除去前一工序在矿物表面所残留的浮选药剂。选矿工艺原则流程见图1。
1.3药剂与设备
试验采用XMQ-240 × 90锥形球磨机进行磨矿,采用XFD系列单槽浮选机和XFG系列挂槽浮选机进行浮选。试验用水为北京自来水,试验所用浮选药剂硫酸锌、亚硫酸钠、硫化钠、石灰、 硫酸铜、煤油、Z-200、PAC、SN-9( 乙硫氮) 、BK306和BK302均为工业 纯, 其中BK-306和BK302为北京矿冶研究总院研发,BK-306为硫化钼矿的高效捕收剂,BK302为硫化矿浮选的高效分离捕收剂,尤其适用于铜 /铅、铜 /锌等复杂硫化矿的分离浮选,对金亦有良好的捕收性。将固体捕收剂配成1% 的溶液加入,油类药品和固体调整剂直接加入。
2结果与讨论
2.1优先浮钼试验
钼粗选在矿浆自然p H值( p H 7 ~ 8) 条件下进行。浮选进行了钼优先浮选条件试验,以确定钼粗选的磨矿细度,调整剂、捕收剂的用量,它们与浮选指标的关系分别见图2 ~ 5。
表1 原矿主要化学成分分析结果 Table 1 Chemical analysis of ore( %) 下载原图
* : Ag unit being g·t- 1
表1 原矿主要化学成分分析结果 Table 1 Chemical analysis of ore( %)
图1 选矿工艺原则流程 Fig.1 Principle flowsheet of mineral processing
从图2可知,在煤油用量为140 g·t- 1,Z-200用量为16 g·t- 1,BK-204用量为8 g·t- 1的条件下, 随着磨矿细度的增加,钼的回收率较高,变化不大; 而钼精矿中铜的品位和回收率则逐渐增加, 铋、锌的品位和回收率均较低,且变化不大。综合考虑,适宜的磨矿细度为 - 0. 074 mm占65% 。从图3可知,硫酸锌对钼的回收率影响很小,钼的回收率较高; 随着硫酸锌用量的增加,钼的品位逐渐增加,而钼精矿中铜、铋、锌的品位和回收率均逐渐降低,但当硫酸锌用量超过800 g·t- 1后,钼的品位逐渐下降,钼精矿中锌、铋的品位和回收率继续呈下降趋势,而铜回收率则逐渐增加。因此,综合考虑,硫酸锌最适宜的用量为800 g·t- 1。从图4可知,随着亚硫酸钠用量的增加,钼的品位和回收率逐渐增加,当亚硫酸钠用量超过1500 g·t- 1后,钼浮选指标变化不大; 钼精矿中铜的回收率,锌、铋的品位和回收率随着亚硫酸钠用量的增加而逐渐降低,但当亚硫酸钠用量超过800 g·t- 1后,铜的回收率逐渐增加,锌、铋的品位和回收率也呈上升趋势; 在整个试验范围内,铜的品位随着亚硫酸钠用量的增加而逐渐增加。因此,综合考虑,亚硫酸钠最适宜的用量为1500 g·t- 1。从图5可知,北京矿冶研究总院研制的BK-306捕收剂对钼矿物具有较强的选择性捕收作用。适宜的BK-306用量为24 g·t- 1。
图2 磨矿细度对钼浮选指标的影响 Fig.2 Effect of grinding fineness on Mo flotation index
1 - Mo grade; 2 - Cu grade; 3 - Bi grade,4 - Zn grade; 5 Mo recovery; 6 - Cu recovery; 7 - Bi recovery; 8 - Zn recovery ( The same below)
图3 硫酸锌对钼浮选指标的影响 Fig.3 Effect of zinc sulfate on Mo flotation index
图4 亚硫酸钠对钼浮选指标的影响 Fig.4 Effect of sodium sulfite on Mo flotation index
图5 捕收剂对钼浮选指标的影响 Fig.5 Effect of collectors on Mo flotation index
2.2优先浮铜试验
钼浮选( 粗选 + 扫选) 尾矿为铜浮选给矿( 下同) 。浮选进行了铜优先浮选条件试验,以确定铜粗选的调整剂、捕收剂的用量,它们与浮选指标的关系分别见图6 ~ 9。
从图6和7可知,北京矿冶研究总院研制的BK302捕收剂对铜矿物有较强的选择性捕收作用。 适宜的BK302用量为24 g·t- 1。从图8可知,随着抑制剂Zn SO4∶ Na2SO3( 1∶ 1) 用量的增加,铜的品位和回收率逐渐增加,铜精矿中铋的品位和回收率也逐渐增加,而锌的品位和回收率则逐渐降低;当抑制剂用量超过3000 g·t- 1后,铜的品位呈下降趋势,而铜的回收率、锌的品位和回收率则呈上升趋势。因此,综合考虑,Zn SO4,Na2SO3适宜的用量为3000,3000 g·t- 1。从图9可知,当硫化钠用量小于1500 g·t- 1时,铜精矿中铜、铋的品位和铋的回收率逐渐增加,铜的回收率稍降低,而锌的品位和回收率则逐渐降低; 当硫化钠用量超过1500 g ·t- 1后,铜精矿中铜、铋、锌的品位和回收率均呈不同程度的下降趋势。综合考虑,适宜的硫化钠用量为1500 g·t- 1。
图6 铜粗选捕收剂种类试验结果 Fig.6 Effects of collectors in Cu rougher on Cu flotation index
图7 BK302 对铜浮选指标的影响 Fig.7 Effect of BK302 on Cu flotation index
图8 抑制剂对铜浮选指标的影响 Fig.8 Effect of depressant on Cu flotation index
图9 硫化钠对铜浮选指标的影响 Fig.9 Effect of Na2S on Cu flotation index
2.3优先浮锌试验
铜浮选( 粗选 + 扫选) 尾矿为锌浮选给矿( 下同) 。浮选进行了锌优先浮选条件试验,以确定锌粗选的调整剂石灰和硫酸铜的用量,它们与指标的关系分别见图10和11。从图10可知,适量的石灰有利于提高锌精矿中锌、铋的品位和回收率。适宜的石灰用量为850 g·t- 1左右,此时矿浆的p H值为11. 5左右。从图11可知,硫酸铜能活化锌矿物,提高锌精矿的锌品位和回收率,但不利于铋矿物的回收。综合考虑,适宜的硫酸铜用量为500 g·t- 1。
图10 石灰对锌浮选指标的影响 Fig.10 Effect of lime on Zn flotation index
图11 硫酸铜对锌浮选指标的影响 Fig.11 Effect of copper sulfate on Zn flotation index
2.4闭路试验
闭路试验采用钼、铜( 铋) 、锌( 铋) 顺序优先浮选—铜/锌精矿摇床分选铋的工艺流程,钼浮选为两次粗选、五次精选,铜浮选为两次粗选、一次扫选、三次精选,锌浮选为两次粗选、一次扫选、 三次精选。试验结果见表2。
2.5铜/锌精矿重选摇床分选铋试验
对浮选闭路试验获得的铜精矿和锌精矿分别进行了摇床选铋试验,试验结果见表3。由试验结果可知, 铋精矿含 铋16. 86% , 总回收率 为65. 08% 。
表2 闭路试验研究结果 Table 2 Results of closed-circuit test( %) 下载原图
表2 闭路试验研究结果 Table 2 Results of closed-circuit test( %)
表3 铜精矿和锌精矿摇床试验结果 Table 3 Test results of table separation of closed-circuit flotation concentrates for copper and zinc( %) 下载原图
表3 铜精矿和锌精矿摇床试验结果 Table 3 Test results of table separation of closed-circuit flotation concentrates for copper and zinc( %)
3结论
1. 该矿石是含钼、铜、锌、铋等的多金属硫化矿石。要回收的目的矿物为辉钼矿、黄铜矿、铁闪锌矿、斜方辉铅铋矿、辉铋矿、自然铋和硫铋铅银矿等。硫矿物主要为黄铁矿,其次为白铁矿和磁黄铁矿。脉石矿物主要是石英,其次有少量白云母、 长石、毒砂等。
2. 采用BK-306,BK302和BK418等选择性捕收剂和高效调整剂组合实现了该硫化矿石钼、铜、 锌、铋的顺序优先浮选分离。闭路试验获得的钼精矿含钼50. 62% 、回收率94. 63% ; 铜精矿含铜28. 30% 、 铋2. 21% 、 锌4. 46% 、 铜回收率90. 06% 、 铋回收率41. 35% ; 锌精矿含 锌41. 20% 、 铋3. 54% 、 铜3. 43% 、 锌回收率82. 70% 、铋回收率42. 77% 。对铜精矿和锌精矿分别进行摇床分选,获得含铋16. 86% 、总回收率65. 08% 的铋精矿。
3. 通过浮选-重选 ( 摇床) 工艺和高效无毒药剂的结合,实现了该多金属硫化矿石伴生有价金属矿物的高效无氰分离回收。