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低品位含金硫化铜矿选矿工艺改进

发表于:2024-02-13 09:12:15 作者:Lynn 浏览次数:411
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某低品位硫化铜矿,含铜0.44%,含硫1.44%,伴生贵金属金0.12g/t。选矿现场采用优先选铜工艺回收铜及金,但存在中矿矿泥循环量大、铜精矿铜品位低、伴生金回收率低等问题。为了改善这些问题,进行了“铜硫混浮-铜硫分离”工艺替代现场优先浮选工艺的研究,取得了较好的指标。

低品位含金硫化铜浮选

1、现有工艺

目前,现场生产工艺为“一粗三扫一粗精矿再磨三次精选”优先浮选流程,原矿粗磨细度为-74μm占75%,再磨细度为-38μm占94%,生产过程中存在矿泥循环量大、铜梢矿铜品位低、铜及伴生金回收率低、微细粒铜矿物回收率低等问题。针对矿石特点,拟采用“铜硫混浮-混浮精矿再磨-铜硫分离”浮选流程,该工艺流程具有以下特点:

1)铜硫混浮以碳酸钠为矿浆pH调整剂及矿泥分散剂,不仅能提高伴生贵金属金粗选回收率,且可以降低中矿矿泥含量;

2)铜硫混合粗精矿经一次精选后采用超细磨机磨矿,可减少部分脉石矿物进入再磨,且该磨机为选择性均匀磨矿设备,可较好的避免铜矿物过磨;

3)铜硫分离工艺采用局部高碱环境提高对黄铁矿的抑制效果,并且可将部分矿泥排入硫尾矿,减少矿泥在系统中循环,提高铜矿物分选效率。

铜硫混浮

2、工艺改进

(1)磨矿细度试验

现场磨矿细度为一74 5m占75%.虽然硫化铜矿物解离较好,但微细粒级单体含量高.存在过磨情况,且该矿石中易泥化脉石矿物含量多,故考虑在不影响铜回收率的条件下,尽量放粗磨矿细度。

试验结果表明,当磨矿细度为-74μm占60%-80%时,铜粗精矿中铜和金品位变化幅度不大,但铜、金回收率随着磨矿细度的提高呈增加趋势,当磨矿细度大于-74μm占70%时,铜及伴生金回收率增加缓慢。因此,确定合理的磨矿细度为-74μm占70%。

(2)浮选药剂试验

固定磨矿细度为-74μm占70%,粗选异丁基黄药用量为80g/t,起泡剂MIBC用量为20g/t,进行了碳酸钠用量试验。试验结果确定碳酸钠的合适用量为1000g/t。

接下来对捕收剂的种类进行试验,选择了丁铵黑药、Z-200、异丁基黄药三种药剂作为捕收剂,经选矿试验,确定以异丁基黄药为捕收剂,铜粗精矿中铜回收率及金回收率均较高。异丁基黄药的合适用量为100g/t。

(3)再磨细度试验

在铜粗选最优条件基础上,对铜粗精矿一次精选产品进行再磨细度试验。再磨设备选择PE075砂磨分散机,该设备具有均匀磨矿性能,可在避免铜矿物过磨的条件下,实现目标矿物均匀解离,生产出不欠磨不过磨的微细粒产品,有效提高微细粒铜矿的浮选回收率。试验结果确定了合适的再磨细度为-38μm占90.7%。

微细粒铜矿的浮选

3、改进结果

在条件试验的基础上,进行了全流程闭路试验,采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离”工艺流程,可获得铜品位19.82%、含金4.46g/t,铜回收率87.00%、金回收率73.80%的铜精矿。与原工艺指标相比,在铜精矿铜品位提升的条件下,铜回收率提高2.40个百分点,伴生金回收率提高5.80个百分点。

相对现场工艺,该工艺降低了原矿磨矿细度,采用具有均匀磨矿性能的超细磨机进行再磨,减少铜矿物过磨现象,有效改善了再磨的效果;同时,采用“铜硫混浮一混合精矿再磨一铜硫分离”工艺替代原工艺,可降低中矿矿泥循环量,减少矿泥对铜矿物分选的影响。研究结果对同类矿石选矿具有较大的借鉴意义。