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难选硫化铜矿石浮选工艺与铜硫分离机理研究

付翔宇  
【摘要】:我国铜资源矿床工业类型比较完整,大部分以硫化铜资源矿床为主。铜硫矿石是硫化铜矿石中常见的矿石类型,黄铜矿,黄铁矿是铜硫矿石中典型的硫化矿物。浮选是从这类矿石中获得金属铜和硫原料重要的一道加工环节~([1])。随开采的深入和易选矿石的减少,铜硫矿资源贫、细、杂的特点日益突出,矿物间致密共生及镶嵌关系更为复杂多变,又因硫化铁与硫化铜矿物两者相近的天然可浮性,造成了铜硫浮选分离困难。为实现铜、硫选择性浮选分离,国内外普遍采用石灰作为抑制剂的高碱(p H大于12)浮选工艺,但因大量石灰的添加,造成设备和输送矿浆的管道结垢,导致有价伴生元素的综合回收率降低,矿山的环境也容易被选矿废水所污染~([2])。因此,开展低碱度下铜硫选择性绿色分离,攻克一直以来的高碱度工艺下铜硫分离的缺点难题,具有重要的实践意义。本论文研究了国外硫化铜矿石的浮选工艺及铜硫浮选分离机理,首先考察了黄铜矿和黄铁矿纯矿物可浮性的影响因素,为铜硫分离中黄铁矿的抑制作用提供了一定的理论依据。一元体系中纯矿物浮选试验结果表明:黄铜矿在p H为8、丁基黄药用量1.5×10~(-3)mol/L下的浮选效果最好,其回收率约为90%,在此条件下黄铁矿也具有良好的可浮性,其回收率为92%。在石灰用量=0.89~1.79×10~(-3)mol/L时,石灰用量的增加对黄铜矿浮选的影响不太明显,当石灰用量为4.91×10~(-3)mol/L时,其对黄铜矿具有较强的抑制作用,黄铜矿的回收率下降约15%。随着石灰用量不断增大,黄铁矿的回收率不断下降,当石灰用量为4.91×10~(-3)mol/L时,黄铁矿回收率降至20%,但此时的矿浆p H值高达13.5。次氯酸钙的用量从0mg/L增加到200mg/L时,黄铁矿的回收率减少近50%。当次氯酸钙用量为200mg/L,黄铜矿和黄铁矿的回收率相差近50%。人工混合矿试验结果表明:黄铜矿:黄铁矿=1:1时,可获得品位为28.13%、回收率为89.99%的精矿,品位为3.65%、回收率为9.01%的尾矿。次氯酸钙对黄铁矿抑制机理研究的主要结果如下:(1)红外光谱检测结果表明;黄铁矿与次氯酸钙作用后在黄铁矿表面生成了含钙沉淀物以及羟基铁并吸附在矿物表面,从而使黄铁矿亲水性增强;(2)溶液组分检测结果表明;在充气-搅拌的溶液体系中,溶液铁离子浓度(CFe)、硫酸根离子浓度(CSO_4~(2-))分别为452 mg L~(-1)和1185 mg L~(-1)。添加200 mg/L次氯酸钙后,溶液铁离子浓度(C_(Fe))、硫酸根离子浓度(CSO_4~(2-))都分别增加,次氯酸钙的添加促使溶液中黄铁矿表面的氧化溶解;(3)Visual MINTEQ model模拟计算结果表明;次氯酸的添加将促使黄铁矿表面S组元与Ca~(2+)离子作用而向Ca SO_4和方解石发生转变,他们与Ca~(2+)离子在黄铁矿表面的吸附将是黄铁矿表面钙组元抑制的重要原因;(4)XPS结果表明;添加200 mg/L次氯酸钙前后,黄铁矿表面O1s原子浓度由24.57%增加到42.16%,氧组分以SO_4~(2-)离子成分赋存的原子浓度含量由3.85%增加到10.80%,次氯酸钙与黄铁矿表面发生了氧化反应,促使硫酸根离子和铁离子的生成,从而增强了黄铁矿的亲水性;(5)TOF-SIMS表面元素半定量分析结果表明;在溶液p H=8,添加200 mg/L次氯酸钙促使黄铁矿表面S、Fe转化为SO_4~(2-)、Fe~(2+)、Fe~(3+)离子。Ca离子组分(Ca~+、Ca OH~+)、钙组元沉淀(Ca SO_4、Ca CO_3)和羟基铁在黄铁矿表面发生了吸附。黄铁矿表面亲水性物种主要以Ca~+、Ca OH~+为,并按Ca~+、Ca OH~+、羟基铁、Ca SO_4、Ca CO_3以此递减的顺序。(6)TOF-SIMS深度剖析结果表明;在溶液p H=8,添加次氯酸钙200 mg/L后,降低了黄铁矿表面Fe OH~+离子强度,但促使Fe OH~+向黄铁矿表层渗透,增加了矿物表面亲水性羟基铁物种的吸附厚度,吸附厚度大于18.37 nm。基于试验前期的理论研究,对国外硫化铜矿TCu品位为0.61%,硫品位3.88%的铜硫矿石,采用了混合浮选-粗精矿再磨-组合抑制剂铜硫分离”工艺,在p H=8,粗精矿再磨细度-320目占80.53%,组合抑制剂Ca O+Ca(Cl O)_2用量2.14+4.2×10~(-3)mol/L下,最终获得精矿铜品位为19.69%,铜回收率为79.4%的浮选指标。组合抑制剂可以大幅度地减少单一石灰的用量,并使铜硫浮选分离的效果有所改善。论文的研究对类似硫化铜矿石低碱度下绿色分选提供一定的理论基础和技术支撑。


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