魏 茜(1.湖南有色金屬研究院,湖南長沙 410100;2.中南大學資源加工與生物工程學院,湖南長沙 410083)
從某鐵礦中綜合回收鉍和銅的選礦工藝研究
魏 茜1,2
(1.湖南有色金屬研究院,湖南長沙 410100;
2.中南大學資源加工與生物工程學院,湖南長沙 410083)
為更好利用某鐵礦資源,在回收鐵的同時,對其伴生銅鉍資源進行綜合回收。確定好原礦的礦石性質后,采用先浮選銅鉍然后再磁選的方案。在磨礦細度92.3%-0.074 mm條件下,采用優先浮銅再浮選回收鉍-浮選尾礦磁選回收鐵-磁選尾礦最后搖床回收鉍的試驗流程,試驗結果為:銅精礦含銅19.890%,銅的回收率83.176%;鉍精礦含鉍27.940%,鉍回收率16.631%。
富鐵礦石;銅鉍資源;黃銅礦;無氰浮選分離
銅鉍分離一直是一個較難的選礦課題,但國內外對銅鉍分離研究相對較少。我國許多礦山由于銅鉍未能較好地分離,無法獲得合格的鉍精礦,造成鉍的損失相當嚴重[1~4]。因此,研究開發合理的銅鉍分離工藝流程和藥劑制度有著極為重要的意義。本文結合原礦的工藝礦物學結果,基于原礦的礦石性質,開展了有針對性的選礦研究,通過大量的試驗研究,最終確定了適合某鐵礦綜合回收銅和鉍的選礦工藝流程和藥劑制度,具有一定的參考性。
1.1 礦石性質
原礦主要組成礦物有磁鐵礦、透輝石、滑石、尖晶石。還發現原礦中含有閃鋅礦、赤鐵礦、鉍華、泡鉍礦、硅鉍礦(閃鉍礦)、輝銅礦、錫石、硅孔雀石、赤銅礦、自然銅、藍銅礦、透閃石、綠泥石、白云石、方解石、鋯石、方鉛礦、方鎂石、長石、絹云母、剛玉、鎂電氣石等多種礦物。
原礦化學多元素分析結果見表1,鉍和銅的物相分析結果分別見表2和表3。

表1 原礦化學多元素分析結果%
由表1可知,Fe的含量高達44.61%。如果折合成Fe3O4即磁鐵礦,則磁鐵礦的礦物含量達61.79%。原礦是個富鐵礦;S、P、Pb、Zn、Cu含量低,As、Sn未檢出,將對選取磁鐵礦精礦的質量有保障;Bi的含量0.084%,是選礦綜合回收的主要對象;Cu含量0.055%,可以考慮綜合回收。

表2 原礦鉍的物相分析結果%
由表2可知,試驗樣品中自然鉍和硫化鉍中鉍占總鉍的50.0%,此即為采用浮選法回收鉍的理論回收率。

表3 原礦銅的物相分析結果%
由表3可知,試驗樣品中自由氧化銅和硫化物中銅占總銅的85.46%,此即為采用浮選法回收銅的理論回收率。
選礦試驗回收的主要對象為磁鐵礦、自然鉍和黃銅礦。
磁鐵礦的嵌粒度均勻,約80%在0.2 mm至1 mm之間;有15%在0.05~0.2 mm間;還有5%大于1 mm。但是,要尖晶石,自然鉍等從磁鐵礦中完全解離出來,必須將原礦磨至-0.074 mm 90%以上。
原礦中的自然鉍多見于磁鐵礦中,二者呈固熔體。自然鉍的粒度80%以上集中于0.05~0.1 mm之間;15%的顆粒在0.03~0.05 mm;5%的自然鉍大于0.1 mm。
原礦中的黃銅礦與黃鐵礦、輝鉍礦等呈細脈浸染狀交代滑石、蛇紋石。黃銅礦的顆粒85%以上集中于30μm至74μm之間;10%的顆粒小于30μm;5%的顆粒大于74μm。黃銅礦常被銅藍、輝銅礦交代、連生。連生的脈石礦物主要是滑石和蛇紋石。
1.2 流程方案的確定
由工藝礦物學可知,原礦是標準的鎂矽卡巖型富鐵礦石。如果回收單一的磁鐵礦,對選礦而言,方法簡單,效益高。但作為綜合礦石,鉍已超過工業品位(Bi0.07%),故原礦中的鉍屬于綜合回收的主要對象。原礦含Cu 0.055%,不滿足鐵礦石綜合回收伴生金屬Cu最低品位0.2%的要求,故能收則收。
從上述看來,影響原礦選礦的礦物學因素集中在鉍,難度如下:
1.原礦氧化鉍和固熔體中的鉍達50.0%以上,硫化鉍及自然鉍不到50.0%。
2.占鉍47.62%左右的輝鉍礦粒度在30μm以下,且與蛇紋石、滑石緊密連生,在原礦磨礦細度為92%-0.074 mm的條件下浮選的鉍粗精礦中鉍的解離度還不到30%;而泡鉍礦、自然鉍多被磁鐵礦包裹,或與磁鐵礦呈固溶體,粒度都在30μm以下,難以選礦回收。
3.自然鉍極易氧化,磨礦解離出來的自然鉍很容易被氧化成呈紅褐錆色。
基于工藝礦物學研究的基礎上,初步確定出兩種綜合回收銅鉍的工藝流程:
1.原礦優先浮銅-磁選收鐵-磁選尾礦分級搖床回收鉍。
2.原礦優先浮銅-浮銅尾礦浮選回收鉍-浮鉍尾礦磁選回收鐵-磁選尾礦分級搖床回收鉍。
2.1 方案比較
由于試驗礦樣原礦為含鐵44.61%的鐵礦,首先進行了先浮選后磁選和先磁選后浮選兩種方案的對比。
2.1.1 先磁后浮試驗方案
先磁選磁鐵礦然后再浮選銅鉍的試驗方案流程如圖1所示,試驗結果見表4。

圖1 先磁后浮方案工藝流程

表4 先磁后浮方案試驗結果%
2.1.2 先浮后磁試驗方案
先浮選銅鉍然后再磁選磁鐵礦的試驗方案流程如圖2所示,試驗結果見表5。

圖2 先浮后磁方案工藝流程

表5 先浮后磁方案試驗結果%
由表4和表5的試驗結果可以看出,先磁選后浮選方案中銅鉍在磁精礦中的損失要明顯大于先浮選后磁選方案的,不利于銅鉍的綜合回收。因此,后續試驗采用先浮選銅鉍然后再磁選的方案。
2.2 銅浮選試驗
確定采用先浮選銅鉍然后再磁選磁鐵礦的試驗方案后,銅鉍的浮選階段主要進行了銅鉍混合浮選和優先浮銅后浮鉍兩種試驗方案的對比。
2.2.1 銅鉍混合浮選
銅鉍混合浮選試驗流程如圖3所示,試驗結果見表6。

圖3 銅鉍混合浮選試驗流程

表6 銅鉍混合浮選試驗結果%
由表6的試驗結果可以看出,采用銅鉍混合浮選可以得到銅精礦產品,但鉍在各個產品中都有分布。
根據銅混合精礦中含鉍較高的情況,試驗進行了銅鉍分離的探索試驗。探索試驗一和探索試驗二均采用浮銅抑鉍試驗流程,但效果均不明顯,其中探索試驗二中在鉍精礦中的銅品位達13.17%,銅的作業回收率損失高達52.50%;探索試驗三采用銅鉍混合精礦再磨后分離方案,雖然在銅精礦中鉍的品位降到了2.78%,但銅的回收率只有22.69%,沒有達到銅鉍分離的試驗目的;探索試驗四采用浮鉍浮銅(無氰)的方案,由試驗結果看出,抑銅浮鉍很難獲得鉍精礦。
從以上銅鉍混合浮選-銅鉍分離各探索試驗情況可以看出,在試驗條件下可以降低銅精礦中鉍的含量,但銅的回收率損失很大,鉍精礦品位也難以提高。
因此后續采用優先浮選銅再浮選鉍的試驗方案。
2.2.2 優先浮銅再浮鉍試驗
2.2.2.1 磨礦細度條件試驗
磨礦細度條件試驗流程如圖4所示,試驗結果見表7。由表7的試驗結果可以看出,銅的回收率均在90%以上,但當磨礦細度為-0.074 mm含量占91.5%時的鉍粗精礦中鉍的回收率為18.04%。綜合考慮,選擇適宜的粗磨礦細度為91.5%(-0.074 mm)。

圖4 磨礦細度條件試驗流程
2.2.2.2 捕收劑種類及用量條件試驗
銅浮選部分捕收劑種類及用量條件試驗流程如圖5所示,捕收劑種類條件試驗結果和捕收劑用量條件試驗結果分別見表8和表9。

表7 磨礦細度條件試驗結果%

圖5 捕收劑種類及用量條件試驗流程

表8 捕收劑種類條件試驗結果%
由表8的試驗結果可以看出,銅浮選捕收劑選用BP時,選別效果最佳。

表9 捕收劑用量條件試驗結果
由表9的試驗結果可以看出,銅浮選捕收劑BP適宜的用量應在20 g/t左右。
2.2.3 優先浮銅閉路試驗
基于優先浮銅條件試驗和開路試驗,優先浮銅閉路試驗流程如圖6所示,試驗結果見表10。

圖6 優先浮銅閉路試驗流程

表10 優先浮銅閉路試驗結果%
2.3 鉍浮選試驗
鉍浮選給礦為銅浮選尾礦,以下進行了鉍浮選條件試驗,鉍浮選條件試驗工藝流程如圖7所示。
2.3.1 石灰用量試驗
鉍浮選石灰用量條件試驗流程如圖7所示,試驗結果見表11。由表11的試驗結果可以看出,適宜的石灰用量應在667 g/t。

表11 石灰用量條件試驗結果
2.3.2 SN-9用量試驗
鉍浮選SN-9用量條件試驗流程如圖7所示,試驗結果見表12。由表12的試驗結果可以看出,適宜的乙硫氮用量應在10 g/t。

表12 SN-9用量條件試驗結果
2.3.3 丁銨黑藥用量試驗
鉍浮選丁銨用量條件試驗流程如圖7所示,試驗結果見表13。由表13的試驗結果可以看出,適宜的丁銨黑藥用量應在10 g/t。

表13 丁銨黑藥用量條件試驗結果
2.3.4 鉍浮選閉路試驗
在條件試驗和開路試驗基礎上進行了鉍浮選閉路試驗,鉍浮選閉路試驗流程如圖8所示,試驗結果見表14。

圖8 鉍浮選閉路試驗流程

表14 鉍浮選閉路試驗結果%
2.4 浮選鉍精礦磁選試驗
浮鉍浮選閉路試驗獲得的鉍精礦含鉍為10.03%,經顯微鏡鏡下檢測發現,70%以上的鉍礦物與鐵礦物嵌布關系復雜,部分以固熔體形式存在。但因為浮選鉍精礦的產率過低,無法進行再磨以使其解離。所以對銅鉍浮選閉路試驗獲得的鉍精礦直接進行磁選試驗,以獲得較高品位的鉍精礦。磁選試驗流程圖如圖9所示,試驗結果見表15。從表15試驗結果可以看出,浮選鉍精礦可以通過磁選作業提高鉍精礦的品位。

圖9 磁選試驗流程

表15 磁選試驗結果%
2.5 鉍重選試驗
鉍浮選尾礦經磁選回收鐵后,進行重選回收鉍的試驗。重選回收鉍采用先分級再搖床方案,重選回收鉍試驗流程如圖10所示,試驗結果見表16。
磁選回收鐵后的尾礦含鉍在0.10%左右,這部分多與脈石礦物等呈包裹、連生等關系,另有部分與剩余鐵礦物關系復雜。篩上物由于鉍礦物粒度過細,又在其中呈鑲嵌狀,搖床效果很差,難以回收其中的鉍。
搖床精礦含鉍品位為3.72%,主要是由于搖床鉍精礦產率過低,多數鉍礦物又沒有解離完全,實驗室小型試驗難以實施。
2.6 全流程試驗
全流程試驗流程如圖11所示,試驗結果見表17。

圖10 重選回收鉍試驗流程

表16 重選回收鉍試驗結果%

圖11 全流程試驗流程

表17 全流程試驗結果%
1.由工藝礦物學可知,原礦屬于標準的鎂矽卡巖型富鐵礦石,原礦鐵含量44.61%,鉍0.084%,鉍的氧化率為50.00%、銅0.055%,銅的氧化率為3.64%。
2.試驗研究推薦的試驗工藝流程為:原礦在磨礦細度-0.074 mm占92.3%的條件下,通過一粗一掃四精浮選流程獲得銅精礦;浮銅尾礦浮選鉍,流程為一粗一掃三精得到鉍精礦;浮鉍尾礦再磁選回收鐵;磁選尾礦再分級搖床回收鉍。即:浮選收銅-浮選收鉍-磁選收鐵-再搖床收鉍的工藝流程。
在原礦含銅0.055%的情況下了獲得了含銅19.890%、銅回收率為83.176%的銅精礦;獲得的鉍精礦含鉍為27.940%,鉍回收率為16.631%。
3.由推薦工藝流程的試驗結果可知,銅的回收指標已達到了試驗預期目的,而鉍卻沒有達到綜合回收的目的。究其原因,銅礦物主要是以可浮性好的黃銅礦為主,鉍礦物則是以自然鉍、輝鉍礦和鉍華等形式存在,鉍礦物的嵌布特性又極其復雜,提高回收鉍指標的難度很大。
[1] 熊立,葉雪均,胡誠,等.SA-3對銅鉍硫化礦分選分離的作用及機理研究[J].有色金屬科學與工程,2011,2(6):84-86.
[2] 袁孔鏞.銅鉍混合精礦的無氰分離研究[J].湖南有色金屬,1988,4(5):22-24.
[3] Poling GW,Qi Liu.巰基乙酸浮選抑制黃銅礦的研究[J].國外金屬礦選礦,1989,(4):80-86.
[4] 胡熙庚,黃和慰,毛鋸凡.浮選理論與工藝[M].北京:冶金工業出版社,1991.
Experimental Study on the Mineral Processing Flowsheet on the Comprehensive Recovery of Bi and Cu From Iron Ore
WEIQian1,2
(1.Hunan Research Institute of Nonferrous Metals,Changsha 410100,China;2.School of Resource Processing and Bioengineering,Central South University,Changsha 410083,China)
In order to better use the iron resource,iron was first recovered,accompanying bismuth copper resources was also comprehensively recovered.After the ore properties was determined,the scheme was firstly copper and bismuth flotation and thenmagnetic separation was adopted.When the grinding finenesswas92.3%-74micron,the scheme was firstly copper flotation then bismuth flotation-megnetic separation for recovering iron from flotaion tailinggravity separation for recoving bismuth from megnetic separation tailing.The results show that the concentrates grading was 19.890%Cu and 27.940%Bi,at the recovery of 83.176%Cu and 16.631%Bi,respectively.
iron-rich ore;copper-bismuth resources;chalcopyrite;non-cyanide flotation separation
TD923
A
1003-5540(2016)01-0017-07
2015-11-02
魏 茜(1987-),女,助理工程師,主要從事選礦工藝研究及藥劑開發工作。