某氧化铜矿浮选试验

某氧化铜矿浮选试验原矿性质1、原矿多元素分析表1原矿多元素分析注：金、银含量为g/t元素CuSbPbZnAgSiFeAuSCa含量/%2.820.220.510.78135.625.714.570.100.684.44由上述分析结果可以看出，本矿样中铜含量为2.82%，是可供回收的有价元素;铅、锑、锌含量较低，没有回收价值;银含量较高为135.6g/t，属伴生元素可以富集在铜精矿中综合回收。2、原矿物相分析表2铜、铅和锑物相分析结果铜物相铅物相锑物相原编号氧化铜中的铜/%硫化铜中的铜/%总铜/%Pb/%Sb/%物相2.520.302.820.500.22由此可见，本试样中总铜为2.82%，硫化铜中的铜仅为0.30%，占总铜的10.64%;氧化铜中的铜为2.52%，占总铜的8936%。此矿石属典型的氧化铜矿，氧化率高达90%。浮选试验1、磨矿细度试验表3球磨磨矿细度试验结果磨矿时间(分钟）4681012磨矿细度（-200目）46.2%58.2%68.3%78.9%83.3%从表中可以看出，磨矿时间为8分钟时，球磨细度达到了68.3%。此氧化铜矿属中等硬度，比较好磨，现场要注意磨矿分级，防止过磨，以便更好地回收目的矿物。直接用氧化铜矿捕收剂浮选试验试验流程1、羟肟酸钠试验试验结果见下表羟肟酸钠用量g/t产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%200铜精矿3.008.6912.09尾矿97.002.5187.01合计100.002.77100.00250铜精矿3.899.3613.14尾矿96.112.5086.86合计100.002.77100.00300铜精矿4.5210.0316.37尾矿95.482.4383.63合计100.002.77100.00羟肟酸钠试验结果表明:随着羟肟酸钠用量的增加，所得铜精矿和品位均有所上升。当用量为300g/t时，铜精矿品位和回收率分别只有10.03%和16.37%。2.水杨氧肟酸试验试验结果见下表水杨氧肟酸用量/g/t产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%200铜精矿4.107.4811.05尾矿95.902.5788.95合计100.002.77100.00250铜精矿3.988.5112.23尾矿96.022.5387.77合计100.002.77100.00300铜精矿4.428.9314.25尾矿95.582.4985.75合计100.002.77100.00水杨氧肟酸试验结果表明:当水杨氧肟酸的用量从200g/t增加到300g/t时，浮选所获得的铜精矿品位从7.48%上升到8.93%，回收率从11.05%增加到14.25%，增加幅度小，所得结果不令人满意。3、咪唑试验试验结果见下表咪唑用量g/t产品名称产率/%铜品位/%铜回收率/%200铜精矿4.0611.2616.51尾矿95.942.4183.49合计100.002.77100.00250铜精矿4.2511.4317.53尾矿95.752.3982.47合计100.002.77100.00300铜精矿4.2212.2118.60尾矿95.782.3581.40合计100.002.77100.00咪唑试验结果表明:当用量从200g/t增加到300g/t时，浮选所得铜精矿中铜品位由11.26%上升到12.21%，回收率16.51%增加到18.60%。比以上两种捕收剂试验情况要好一些。咪唑是一种新型螯合捕收剂，呈白色固体粉末，难溶于水、苯和乙醚，易溶于丙酮、乙醇、热碱(如苛性钠、硫化钠等)及热醋酸中。在试验时我们先将咪唑溶解于热的氢氧化钠溶液中，然后再按用量加入。用氧化铜矿捕收剂浮选小结以上试验结果可以看出:三种常用的氧化铜矿捕收剂对该氧化铜矿的浮选效果都很差，所得的铜精矿品位和回收率都很低，最高的铜品位只有12.21%，回收率只有18.60%。而且这几种捕收剂的价格也相对较贵，即使在加大药量的情况下能得到较好的结果，经济上也是不划算的。总之，试验结果说明此矿不宜采用氧化铜矿捕收剂直接进行浮选，为此放弃进一步的试验。下一步的试验采用技术比较成熟的常规硫化浮选法。硫化-浮选探索试验用天平称取原矿500克，将原矿球磨至70%一200目后进行浮选试验，试验用药剂为Na2S、丁基黄药、2号油、Na2CO3。11一30一l试验:Na2S1000g/t，丁黄药150g/t，2号油50g/t。11一30一2试验:Na2S1500g/t，T黄药150g/t，2号油50g/t，Na2CO3调节pH至9左右。11一30一3试验:Na2S2000g/t，丁黄药150g/t，2号油50g/t，Na2CO3调节pH至9左右。l一30一4试验:羟肟酸钠200g/t，2号油50g/t，Na2CO3调节pH至9左右。试验结果见下表试验编号铜精矿品位/%铜精矿产率/%铜回收率/%备注11-30-114.844.3223.08原矿总重500g，原矿含铜2.77%计算回收率11-30-218.832.9420.4311-30-315.684.3825.3411-30-410.272.168.19从表中可以看出，1000一2000g/t的硫化钠用量不足以形成大量的硫化膜，因而活化效果不好，铜的回收率最高仅有25%。11一30一4实验，再次表明此矿不宜直接使用氧化铜矿捕收剂浮选。因此，有必要在条件试验时加大硫化钠的用量，只有这样才能使大部分氧化铜矿物表面被硫化而上浮，这是提高选矿回收率的关键所在。在试验中还发现加与不加Na2CO3，溶液的PH值差别不大，而且Na2S本身水解就显示利于黄药作用的弱碱性，随着其用量的增大，这种趋势可能会更加明显，因此在接下来的试验中，没有加入Na2CO3。硫化-浮选条件试验正交试验-粗选最佳条件的确定表L9（34）正交试验表因素水平A:Na2Sg/tB:丁黄药g/tC:2号油g/tD:浮选时间，min1300015050624000200658350002508010正交优选结果试验号ABCD精矿品位/%产率/%回收率/%12-2-1111134.373.0839.0612-2-2122233.762.733.6412-2-3133319.345.740.6812-2-4212331.963.3239.1512-2-5223127.934.3845.1412-2-6231231.163.236.7912-2-7313229.504.144.6312-2-8321335.983.1241.4212-2-9332125.374.1839.13Ⅰ/337.7940.9539.0941.11粗选精矿铜品位均值29.93%粗选精矿回收率均值39.96%Ⅱ/340.3640.0737.3138.35Ⅲ/341.7338.8743.4840.42极差R3.942.086.172.76由表中数据可知，四个因素中对铜回收率影响最大的是二号油的用量、其次是活化剂、浮选时间，捕收剂用量再次之。所以，最佳的水平组合应该是:活化剂硫化钠用量5000g/t，捕收剂丁基黄药用量150g/t，二号油80g/t，浮选时间6分钟。最优组合是A3BIC3DI。正交试验最优条件验证根据正交试验所得到的最优条件，我们又做了验证试验。即试验条件为:活化剂硫化钠用量5000g/t，捕收剂丁基黄药用量150g/t，二号油80g/t，浮选时间6分钟。产品名称产率（%）铜品位（%）铜回收率（%）铜精矿5.6424.5944.02尾矿94.361.8755.98合计100.003.15100.00表中结果显示，试验所得铜精矿品位为24.59%，铜回收率为44.02%，与正交试验的结果比较吻合，说明所得最优条件是恰当的。(*原矿品位3.15%是按精矿和尾矿的化验结果推算出的，可能测定结果有误差)。分段添加Na2S延长浮选时间试验在前面试验中，利用正交试验确定的最佳粗选时间是6分钟，药剂分段添加后，扫一、扫二的时间都是3分钟。考虑到适当增长浮选时间，可能会有助于回收率的提高，做了以下延长浮选时间的试验。由于浮选时间的增长，为了保证药剂的作用效果，对药剂制度做了简单的调整。流程图见下表。试验结果见下表产品名称产率%铜品位%铜回收率%精矿6.6921.1051.00中矿一2.5510.8810.02中矿二1.886.254.27尾矿88.880.9634.7合计100.002.77100.00试验结果表明:精矿、中矿一和中矿二的总产率11.14%，三者的综合品位为16.24%，总回收率为65.3%。结果说明，浮选时间的延长，对回收率的增加没有起什么作用。分析其原因，可能是由于药剂与矿物作用时间较长，发生硫化膜脱落或者被再次氧化，使得氧化铜矿物不能被捕收剂捕收以上浮。增加一次扫选试验产品名称产率%铜品位%铜回收率%精矿6.8520.7551.31中矿一2.257.946.45中矿二1.826.244.10中矿三1.946.404.48尾矿87.141.0733.66合计100.002.77100.00试验结果表明:四部分精矿总产率为12.86%，综合品位14.29%，总回收率为66.34%。与相同条件下没有增加扫选试验结果相比，铜产品综合品位降低了1.95%，总回收率略有提高，提高了1.05%。增加了一次扫选，使得精矿品位有所降低，但回收率提高了一个百分点之多。由此，为了提高回收率，流程中可以考虑增加一次扫选。闭路试验闭路试验结果由表可知，通过闭路试验，在所得精矿品位基本不变的情况下，铜的回收率提高了近3%，说明闭路试验对于选矿指标的提高有一定的作用。产品名称产率%铜品位%铜回收率%精矿12.1316.0270.15尾矿87.870.9429.85合计100.002.77100.00该流程具有如下特点:药剂种类少，流程简单，生产成本低，且生产易于调节和控制。采用一次粗选、三次扫选的闭路流程即可生产品位16.02%的铜混合精矿，铜的回收率达到70.15%。采用一段磨矿、单一浮选流程，利用一种调整剂、一种捕收剂、一种起泡剂，共三种浮选药剂实现浮选。该工艺顺应现有停产的小型选厂技术改造的要求，只须将现有工艺稍作改造，现有设备进行适当的维护即可投入生产。