湖北某銅尾礦資源化利用研究

楊偉衛 蔡恒安 尚世超 毛益林

(1.湖北省地質局第一地質大隊,湖北 大冶 435000;2.中國地質科學院礦產綜合利用研究所,四川 成都 610041;3.中國地質調查局金屬礦產資源綜合利用技術研究中心,四川 成都 610041)

尾礦是選礦產生的廢棄物,是主要的工業固體廢物[1]。截至2017年底,我國尾礦堆存量為195億t,其中82%為鐵礦、銅礦、金礦和磷礦等采選產生的尾礦和廢石。據統計,我國每年新排放的銅尾礦高達3億t以上,其中,江西、湖北、湖南、安徽、河南、山西等6省每年新排放的銅尾礦占全國的50%以上[2]。大量的尾礦堆積不僅污染環境、占用土地,還危害人類的生命健康和財產安全,存在重大的安全隱患[3-5]。

近年來,我國對于尾礦的再利用愈發重視,各相關部門均加大了尾礦資源化利用的政策力度,在尾礦有價金屬組分回收、建材化利用等方面已取得較多成果。但是由于我國礦石大多屬于共伴生礦,礦石性質較復雜,尾礦的利用程度并不高,綜合利用率僅25%左右,遠低于國外礦業發達國家的綜合利用水平。因此,研究尾礦的高效資源化利用新技術、開發尾礦處置新工藝,對實現尾礦庫安全減災、降低尾礦庫維護管理成本,同時提高礦產資源利用水平具有重要意義[6-8]。

國家發改委《關于開展大宗固體廢棄物綜合利用示范的通知》將黃石市列入湖北省唯一大宗固體廢棄物綜合利用基地。該地銅礦資源極為豐富,是全國六大銅礦生產基地之一,幾十年的開發利用產生了大量的銅尾礦,亟待資源化利用及規模化消納。本研究基于湖北黃石某銅尾礦的性質,按照有價元素分類分次梯級回收利用的原則,開展了綜合回收試驗。

1 試樣性質

1.1 化學成分分析

試樣為黃石某銅尾礦,主要化學成分分析結果見表1。

表1 試樣主要化學成分分析結果Table 1 Analysis results of the main chemical composition of the samples %

由表1可知,試樣中主要可回收組分為WO3、Cu、S,含量分別為 0.26%、0.064%、1.23%;TFe品位為14.40%,具有一定的綜合回收價值。

1.2 礦物組成及含量

試樣礦物組成及含量見表2。結合礦相顯微鏡、電子顯微鏡、X射線能譜等分析可知,鎢主要賦存于白鎢礦中;銅主要賦存于黃銅礦、斑銅礦等礦物中;硫主要賦存于黃鐵礦中,其次為磁黃鐵礦、斑銅礦、黃銅礦中;鐵主要賦存于磁鐵礦、黃鐵礦、鈣鐵榴石中,其次為褐鐵礦。

表2 試樣礦物組成及含量Table 2 Minerals composition and contents in the samples %

1.3 粒度篩析

試樣粒度篩析結果見表3。

由表3可知,試樣粒度粗細不均勻且主要為細粒級,+0.075 mm粒級占30.13%,-0.038 mm粒級占57.51%,中間粒級僅占12.36%;-0.038mm粒級中,WO3、Cu、S的金屬分布率分別為82.43%、64.60%、71.40%,表明WO3、Cu、S這3種有價金屬組分主要分布在-0.038 mm粒級中。

表3 試樣粒度篩析結果Table 3 Results of the particle size screening analysis

2 試驗方案的制定

由工藝礦物學分析可知,鎢主要富集在白鎢礦中,為使加溫浮選產出較高品位的白鎢精礦,需先浮選除去硫化礦物,避免在加溫浮選過程中進入白鎢精礦。脫硫浮選產生的銅硫混合精礦經過銅硫分離,得到銅精礦與硫精礦。脫硫浮選尾礦進行常溫粗選得到鎢粗精礦,接著經加溫精選產生白鎢精礦,鎢常溫粗選產生的尾礦濕式弱磁選選出強磁鐵精礦,最終實現有價金屬元素的綜合回收。

3 試驗結果及討論

3.1 銅硫混合浮選試驗

試驗采用水玻璃為脈石礦物抑制劑,丁基黃藥及丁銨黑藥為組合捕收劑,2#油為起泡劑。試樣經過1次粗選、2次精選、1次掃選,開路試驗得到銅硫混合精礦及浮選尾礦。銅硫混合浮選試驗流程及藥劑制度見圖1,試驗結果見表4。

圖1 銅硫混合浮選試驗流程Fig.1 The flow sheet of the copper and sulfur mixed flotation test

表4 銅硫混合浮選試驗結果Table 4 The results of the copper and sulfur mixed flotation test %

由表4可知,采用“1粗2精1掃”開路浮選流程處理試樣,可獲得S品位43.12%、S回收率36.40%及Cu品位0.86%、Cu回收率15.18%的銅硫混合精礦。

3.2 銅硫分離試驗

試驗研究確定銅硫混合精礦再磨至-0.038 mm占96.25%后,采用1次分離粗選、1次分離精選、2次分離掃選、中礦順序返回的閉路浮選工藝流程處理,具體藥劑制度見圖2,試驗結果見表5。

圖2 銅硫分離浮選試驗流程Fig.2 The flowsheet of the copper and sulfur separation flotation test

表5 銅硫分離浮選試驗結果Table 5 The results of the copper and sulfur separation flotation test %

由表5可知,針對銅硫混合精礦,采用“1粗1精2掃”閉路浮選試驗流程,在再磨細度為-0.038 mm占96.25%的條件下,可分別獲得S品位44.50%、S作業回收率92.28%的硫精礦及Cu品位13.80%、Cu作業回收率81.20%的銅精礦。

3.3 脫硫尾礦選鎢試驗

3.3.1 常溫鎢粗選條件試驗

試樣含泥量大、粒度較細,且鎢主要賦存于白鎢礦中,通常采用浮選工藝進行富集回收,一般要經過常溫粗選和加溫精選(彼得洛夫法)兩個階段才能產出合格的白鎢精礦產品[9-11]。經過浮選藥劑對比試驗研究,確定采用碳酸鈉為pH調整劑、水玻璃為脈石礦物抑制劑、MOH-2為白鎢礦捕收劑,開展常溫鎢粗選條件試驗。

3.3.1.1 碳酸鈉用量試驗

以銅硫混合浮選尾礦為給礦,在水玻璃用量2500g/t、MOH-2 用量 200 g/t的條件下,考察碳酸鈉用量對浮選指標的影響,結果見圖3。

圖3 碳酸鈉用量試驗結果Fig.3 The test results of sodium carbonate dosage

由圖3可知,隨著碳酸鈉用量的增加,鎢粗精礦WO3品位逐漸升高后趨于穩定,WO3作業回收率先增大后降低。因此,確定適宜的碳酸鈉用量為3 000 g/t,此時鎢粗精礦WO3品位0.58%、WO3作業回收率61.45%。

3.3.1.2 水玻璃用量試驗

以銅硫混合浮選尾礦為給礦,在碳酸鈉用量3 000 g/t、MOH-2 用量 200 g/t的條件下,考察水玻璃用量對浮選指標的影響,結果見圖4。

圖4 水玻璃用量試驗結果Fig.4 The test results of water glass dosage

由圖4可知,隨著水玻璃用量的增加,鎢粗精礦WO3品位逐漸升高,WO3作業回收率先增大后降低。綜合考慮,確定適宜的水玻璃用量為2 500 g/t。

3.3.1.3 MOH-2用量試驗

以銅硫混合浮選尾礦為給礦,在碳酸鈉用量3 000 g/t、水玻璃用量 2 500 g/t的條件下,考察MOH-2用量對浮選指標的影響,結果見圖5。

圖5 MOH-2用量試驗結果Fig.5 The test results of MOH-2 dosage

由圖5可知,隨著MOH-2用量的增加,鎢粗精礦WO3品位逐漸降低后略有回升,WO3作業回收率先增大后趨于穩定。綜合考慮,確定適宜的MOH-2用量為200 g/t。

3.3.2 鎢加溫精選試驗

在常溫鎢粗選條件試驗的基礎上,采用“2粗1精2掃”的閉路浮選試驗流程,得到WO3品位0.96%、WO3回收率68.32%的鎢粗精礦。由于樣品中方解石、白云石含量較高,常溫精選難以獲得較高品位的白鎢精礦產品[12-15]。因此,針對鎢粗精礦采用加溫精選工藝。通過對比探索及條件試驗,確定將鎢粗精礦自然沉降濃縮至礦漿濃度60%,根據圖6所示流程進行鎢粗精礦加溫精選閉路試驗,結果見表6。

圖6 鎢粗精礦加溫精選閉路試驗流程Fig.6 The closed-circuit test flowsheet of the heating cleaning for the tungsten roughing concentrate

表6 鎢粗精礦加溫精選閉路試驗結果Table 6 The closed-circuit test results of the heating cleaning for the tungsten roughing concentrate %

由表6可知,經過“1粗2掃5精”閉路試驗,可獲得作業產率5.04%、WO3品位15.31%、WO3作業回收率80.25%的鎢精礦。

3.3.3 鎢精礦浸出試驗

該鎢精礦品位未達到鎢細泥精礦標準要求(WO3品位大于30%),進一步增加精選作業次數,雖然可以得到更高品位的鎢精礦,但回收率損失會顯著增加。因此,本小節采用稀鹽酸酸浸,進一步提高鎢精礦品位。

在鎢精礦與鹽酸固液比為4∶9 g/mL、稀鹽酸濃度為6.0 mol/L的條件下,室溫下攪拌反應1.5 h,最終獲得作業產率43.13%、WO3品位34.19%、WO3作業回收率96.31%的鎢精礦,WO3的酸浸損失率為3.69%,對應全流程產率0.40%、全流程WO3回收率53.04%。

3.4 鐵礦物回收試驗

試樣中含鐵礦物以磁鐵礦為主,通過弱磁選工藝對鐵礦物進行回收。

以鎢常溫浮選后的尾礦為給礦,在磁場強度為80 kA/m的條件下,進行弱磁選選鐵試驗,可產出作業產率 4.64%、TFe品位 60.45%、作業回收率19.48%的鐵精礦(全流程產率3.73%、全流程回收率15.66%)。

3.5 全流程試驗

該銅尾礦資源化利用試驗全流程見圖7,試驗結果見表7。

表7 銅尾礦資源化利用全流程試驗結果Table 7 The test results of whole flowsheet of the copper tailing resource utilization %

圖7 銅尾礦資源化利用試驗全流程Fig.7 The whole flowsheet of the copper tailing resource utilization test

由表7可知,采用銅硫混選—銅硫分離—選硫尾礦選鎢—磁選選鐵工藝流程處理試樣,可獲得Cu品位13.80%、Cu回收率21.71%的銅精礦,S品位44.50%、S回收率 50.89%的硫精礦,WO3品位34.19%、WO3回收率53.04%的酸浸白鎢精礦,TFe品位60.45%、TFe回收率15.66%的鐵精礦,試驗指標優異。

4 結 論

(1)該尾礦有價元素含量低,主要可回收組分為WO3、Cu、S、Fe,含量分別為 0.26%、0.064%、1.23%、14.40%。鎢主要賦存于白鎢礦中;銅主要賦存于黃銅礦、斑銅礦等礦物中;硫主要賦存于黃鐵礦中,其次為磁黃鐵礦、斑銅礦、黃銅礦中;鐵主要賦存于磁鐵礦、黃鐵礦、鈣鐵榴石中。

(2)采用1粗1掃3精銅硫混合粗選、粗精礦再磨后1粗2掃1精銅硫分離浮選工藝流程方案,閉路試驗可獲得產率0.10%、Cu品位13.80%、Cu回收率21.71%的銅精礦以及產率1.22%、S品位44.50%、S回收率50.89%的硫精礦。

(3)針對銅硫混浮尾礦,采用2粗2掃1精常溫浮選,常溫精礦濃縮至60%,再加溫至90℃,攪拌、解吸80min后采用1粗2掃5精加溫精選、中礦順序返回的工藝流程,最終獲得產率0.93%、WO3品位15.31%、WO3回收率55.07%的鎢精礦產品。對該鎢精礦進行酸浸提質,最終獲得產率0.40%、WO3品位34.19%、WO3回收率53.04%的酸浸鎢精礦。

(4)針對鎢粗選尾礦,采用弱磁選工藝可獲得產率3.73%、TFe品位60.45%、回收率15.66%的鐵精礦。