铜矿选矿技术
主要金属为铜的矿石90-95%采用浮选方法处理,只有5-10%的矿石经过冶金加工或其他富集方法。
浮选(法语 flottstion,来自 flotter - 浮在水面上)是一种富集方法,基于材料表面的物理和化学性质差异,即它们被水润湿的能力。在水性介质中,一些细磨状态的矿物(疏水性)不被水润湿,粘附在引入水中的气泡上并随气泡一起浮到表面,其他矿物(亲水性)被水润湿,不粘附气泡并留在矿浆体积中。
目前已知的含铜矿物有 170 种,其中约有 17 种已实现工业化利用(表 1)。几乎所有含铜矿石以及多金属矿石都含有铁硫化物(表 2)。
表1. 主要铜材料的特性
矿物 | 公式 | Cu的质量分数,% | 密度,克/立方厘米 | 硬度 |
原生硫化物 | ||||
黄铜矿 | 硫化铜 | 34.6 | 4.1-4.2 | 3-4 |
次生硫化物 | ||||
辉铜矿 | 硫化铜 | 79.9 | 5.5-5.8 | 2.5-3.0 |
科维利安 | 硫化铜 | 64.5 | 4.6-4.7 | 1.5-2.0 |
斑铜矿 | 硫化铁铜 | 63.3 | 4.5-5.3 | 3.0 |
Fahlores (磺化盐) | ||||
四面体矿 | 锑化铜 | 45-51 | 4.4-5.1 | 3-4 |
硝化棉 | 砷化硅铜 | 45-51 | 4.4-5.1 | 3.5 |
氧化物 | ||||
铜 | Cu2O | 88.8 | 5.8-6.2 | 3.5-4.0 |
长长岩 | 氧化铜 | 79.9 | 5.8-6.4 | 3.5-4.0 |
碳酸盐 | ||||
孔雀石 | 碳酸铜(氢氧化铜) | 57.4 | 3.9-4.1 | 3.5-4.0 |
蓝铜矿 | 碳酸铜(氢氧化铜) | 55.3 | 3.7-3.9 | 3.5-4.0 |
硅酸盐 | ||||
硅孔雀石 | SiO3* nH2O | 最多 45 | 2.0-2.3 | 2-4 |
硫酸盐 | ||||
黄铜矿 | 硫酸铜*5H2O | 25.4 | 2,2 | 2.5 |
水绿柱石 | 硫酸铜(氢氧化铜) |
34.8 | 3.8-3.9 | 3.5-4.0 |
表2 主要铁硫化物矿物特征
矿物 | 公式 | 质量分数,% | 密度g/ cm3 | 硬度 | |
腺 | 铜 | ||||
黄铁矿 | 硫化亚铁 | 46.5 | 53.5 | 4.9-5.2 | 6.0-6.5 |
白铁矿 | 硫化亚铁 | 46.5 | 53.5 | 4.9 | 6.0-6.5 |
磁黄铁矿 | 硫铁矿 | 58.8-61.8 | 最多 41 | - | 3.2-4.5 |
对于容易富集且铜矿物分布均匀的矿石,小规模工厂通常采用单级方案,包括磨矿分级作业、初级浮选、控制浮选和一至三次清洁作业。
在高产能工厂中,两阶段方案已得到广泛应用,即在第一阶段磨矿至-0.074 毫米级的 45-60% 后,将粗铜精矿与含黄铁矿的尾矿分离。粗铜精矿进一步磨矿至-0.074 毫米级的 85-95% 后送去清洗作业。
当处理含有大量初级污泥和可溶性盐的矿石时,浮选应分两个循环进行 - 砂和污泥。单独浮选为大颗粒和小颗粒的浮选创造了最有利的条件 - 污泥(产品废料,由其粉尘和细小部分组成,在任何矿石材料洗涤过程中作为沉淀物获得),这通常会增加试剂的总消耗,抑制大颗粒的浮选,粘附在它们上面,产生大量而坚固的泡沫。例如,Dzhezkazgan 工厂(哈萨克斯坦)、Butte 和 Twin Buttes 工厂(美国)都采用了单独浮选方案。
浸染型铜矿石(斑岩铜矿、铜砂岩和脉状铜矿)的特征是黄铁矿硫和铜含量较低(0.4–2.0%),具体取决于黄铁矿的含量,可以加工成仅获得铜精矿或铜和黄铁矿精矿。在第一种情况下,使用集体浮选,在第二种情况下,使用集体选择性或直接选择性。
根据结构特征,含铜矿石可分为块状、固体和浸染状。固体矿石通常更富集,硫含量高,以黄铁矿为代表,与铜和锌硫化物共生。例如,固体铜黄铁矿中的铜、锌和硫的比例达到 1:1:20(25)。此类固体矿石是乌拉尔的铜和铜锌矿石,被归类为难选矿石。
浸染型矿石有色金属含量较差,普通矿石不超过1-2%,贫矿石不超过0.4-1.0%。根据加工矿石中铜的含量,铜矿石通常分为富铜矿石(含铜2%以上)、中铜矿石(含铜0.8-2.0%)、贫铜矿石(含铜0.5-0.8%)和非富铜矿石(含铜0.3%以下)。富硫化矿含铜2-3%,硫含量高(35-42%),有时可直接送竖炉冶炼。但目前世界上80%的铜是从铜矿石富集过程中获得的精矿中提取的。
硫化铜矿物(卤黄铁矿 - CuFeS 2、辉铜矿 Cu 2 S、蓝铜矿 CuS、斑铜矿 Cu 5 FeS 4)可以通过巯基捕收剂很好地浮选(固体结晶物质具有特有的气味,并且不具有形成泡沫的特性,这使得它成为可能) (在不干扰发泡过程的情况下在较宽的范围内调节其消耗量)基于二价硫,在相当宽的 pH 范围内,因为它们具有高吸附能力,这取决于硫化物表面的氧化程度和铜含量。根据黄原酸盐(黄原酸盐ROC(=S)SH)的可浮性,铜矿物可按以下顺序排列:黄铜矿<斑铜矿<蓝铜矿<辉铜矿。
就铜储量而言,斑岩铜矿床是最大的。最大的铜选矿厂在其基地运营,矿石产能高达每天 9 万吨或以上。原生斑岩铜矿石主要为辉钼矿-黄铜矿矿石,黄铁矿含量较低(2%~5%)。该类矿石富集的主要技术特点:
– 在集体铜钼浮选之前,单级磨矿至粒度为 60–65% 级 –0.074 毫米;
– 将粗精矿额外研磨至 85–90% 级 –0.074 mm,以获得富铜精矿;
– 通过供应石灰抑制黄铁矿,集体浮选中的 pH 值保持在 10-12(尽管对于辉钼矿浮选来说,最佳 pH = 7.5-8.0)。
这些矿石最普遍的方案是对中间产品进行再研磨并在单独的循环中进行加工。通常,黄铁矿精矿不是从此类矿石中分离出来的(智利 Chuquicamata 工厂除外),斑岩铜矿石(黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿)在 Almalyk 和 Balkhash 工厂(乌兹别克斯坦、哈萨克斯坦)进行加工。
对于黄铁矿含量平均的铜矿石,采用集体选矿和直接选矿方案。当按照集体选择方案进行富集时,铜矿物和黄铁矿在粗磨过程中从脉石矿物中分离出来(高达-0.074毫米级的45-50%),此时可以获得废铜含量的尾矿。然后,按照集体选择性浮选方案,磨细至上述粒度后,在pH不高于7.5(游离CaO浓度不超过20~50 g/m3)的条件下对铜、铁硫化物进行集体浮选。 )。所得铜黄铁矿精矿研磨至 80–95% 级 –0.074 mm 后,与 pH 12.0–12.5 的石灰(400–500 g/m3 游离 CaO)和氰化物混合以抑制黄铁矿,然后送至铜浮选。通常,来自浸染矿石的控制铜浮选的尾矿含硫量不超过 30-35%,因此它们被送至黄铁矿浮选,该浮选是在去除过量碱度至 pH 5-7 后进行的。
黄药(黄药ROC(=S)SH的盐,平均用量一般为10-30g/t)和二硫代磷酸盐(10g/t)用作硫化铜矿物的捕收剂。药剂-捕收剂的联合使用被广泛使用。例如,国外在铜矿浮选时使用药剂Z-200(异丙基乙基硫代氨基甲酸酯),它与异丙基或戊基黄药联合使用对黄铁矿的选择性最好。经常使用巯基捕收剂与非极性捕收剂(机油、煤油等)的联合使用。在独联体,丁基黄药(C5H9OS2K)使用最为广泛,所有铜厂都在使用。
美国工厂使用的黄药总量约为 60%,二硫代磷酸盐约为 40%。在铜浸染矿的浮选过程中,通常不使用脉石矿物抑制剂。但如果矿浆中的矿泥含量增加,则在主铜浮选和铜精矿再清洗过程中添加液态玻璃(最高 0.4 g/t)。如果矿石中存在氧化铜矿物,则在研磨和主铜浮选过程中添加硫化钠(200-300 g/t)。
表 3 和表 4 列出了铜和黄铁矿精矿必须满足的要求。
表3. 铜精矿质量要求(依据OST 48-77-82)
浓缩品牌 | 内容, % | ||
铜,不少于 | 不再有杂质 | ||
锌 | 带领 | ||
KM-0 | 40 | 2 | 2.5 |
KM-1 | 三十五 | 2 | 3 |
KM-2 | 三十 | 3 | 4 |
KM-3 | 二十五 | 5 | 4.5 |
KM-4 | 23 | 6 | 4.5 |
KM-5 | 20 | 7 | 4.5 |
KM-6 | 18 | 8 | 4.5 |
KM-7 | 15 | 8.5 | 5.0 |
百万分之一英寸 | 12 | 11 | 8 |
表 4. 硫化矿浮选过程中获得的黄铁矿精矿的技术要求(根据 GOST 444-51“黄铁矿浮选”)
黄铁矿品牌 硫磺浮选 |
质量分数,% | ||
硫,不少于 | 不再有杂质 | ||
铅锌 | 水分 | ||
KSF-1 | 四十七 | 1 | 3.8 |
KSF-2 | 四十五 | 1 | 3.8 |
KSF-3 | 四十二 | 1 | 3.8 |
KSF-4 | 三十八 | 1 | 3.8 |
对所得铜和黄铁矿精矿的要求取决于矿石的类型及其所采用的冶金加工方法。