江西某微细粒选钨尾砂回收铜资源试验研究.pdf

2024年第4期doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.04.010江西某微细粒选钨尾砂回收铜资源试验研究有色金属（选矿部分）91余策恩1,胡海祥,李瑞光1,杨博皓1（1.江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州3410 0 0；2.赣南科技学院科技处，江西赣州3410 0 0)摘要：钨矿开采导致选钨尾砂长期堆存会产生社会安全和生态环境问题，开展选钨尾砂资源回收利用具有重要现实意义。江西某钨选厂开采钨矿预计产生选钨尾砂超9 万t，对选厂现场尾砂和堆存尾砂采用一粗一扫两精浮选流程回收铜资源，针对选钨尾砂，进行了酯类药剂用量、捕收剂种类、捕收剂用量等条件试验，在此基础上进行了闭路试验。结果表明，现场尾砂可获得铜品位为2 1.145%、回收率为6 5.9 7 0%的铜精矿，堆存尾砂仅获得铜品位为12.512%、回收率为12.0 9 9%的铜精矿；以现场尾砂作为载体介质，对堆存尾砂进行载体浮选试验研究，最终获得铜品位13.52 0%、回收率49.12 3%的铜精矿。该工艺流程简单可行，选矿指标良好，可为选厂解决选钨尾砂长期堆存的问题，提高选厂经济效益。关键词：选钨尾砂；铜浮选；载体浮选中图分类号：TD952Experimental Study on Recovery of Copper Resource from Micro-fine Particle Tailings in JiangxiYU Ceen,HU Haixiang”,LI Ruiguang,YANG Bohao(1.College of Resources and Environmental Engineering,Jiangxi University of Science andTechnology,Ganzhou 341000,Jiangxi,China;2.Department of Science and Technology,Gannan University of Science and Technology,Ganzhou 341000,Jiangxi,China)Abstract:Long term storage of tungsten tailings can cause social safety and ecological environmentalissues,and the utilization of tungsten tailings is of great practical significance.A tungsten concentrator inJiangxi province is expected to produce over 90 oo0 tons of tungsten tailings during the mining process.Theon-site tailings and stockpiled tailings of the concentrator are processed through a flotation procedure of oneroughing,two cleanings,and one scavenging to recover copper resources.For the tungsten tailings,esterdosage,collector type,collector dosage and other conditions have been tested,and on this basis,locked-cycle tests were carried out.The results showed that on-site tailings can obtain copper concentrate withcopper grade of 21.145%and copper recovery of 65.970%can be obtained.However,from the stockpiledtailings one can only obtain a copper concentrate with copper grade of 12.512%and copper recovery of12.099%.Then,carrier flotation experiments were conducted on the stacked tailings using the on-sitetailings as the carrier medium,and the results showed that a copper concentrate with copper grade of13.520%and copper recovery of 49.123%can be obtained.This process flow is simple and feasible,withgood beneficiation indicators,which can solve the problem of long-term storage of tungsten tailings forbeneficiation plants and improve their economic benefits.Key words:tungsten tailings;copper flotation;carrier flotation文献标志码：A文章编号：16 7 1-9 49 2(2 0 2 4)0 4-0 0 9 1-0 7收稿日期：2 0 2 3-0 4-2 1基金项目：江西省自然科学基金资助项目（2 0 2 0 2 BAB204014)：赣州市重点研发计划项目（赣市科发2 0 19 6 0 号）作者简介：余策恩（2 0 0 0 一），男，江西九江人，硕士研究生，主要从事矿物加工理论与工艺研究。通信作者：胡海祥（19 7 9 一），男，江西乐平人，博士，教授，硕士生导师，主要从事磨矿分级理论与装备、矿物加工与岩矿测试等研究。92钨是一种高密度、高熔点的稀有金属，广泛应用于冶金、化工、机械、能源、医药等领域，是我国重要的战略资源之一1-31。随着经济发展，钨矿资源需求量逐年递增，因此需要大量开采钨矿。开采钨矿必然会产生大量选钨尾砂，而尾砂长期堆存不仅会影响选厂的可持续发展，而且会破坏区域生态环境，造成巨大的生态环境问题4-5，因此，对选钨尾砂中的有价元素进行回收利用具有深远的现实意义。江西某钨选厂采用重选工艺选别原矿，破碎磨矿程度较大，矿石粒度微细，导致大量铜资源废弃在选钨尾砂中，经取样查明选钨尾砂中Cu品位达到0.12%。本文针对选钨尾砂回收铜资源进行了详细的可选性试验研究，以期解决该选厂选钨尾砂长期堆存的问题，同时提高资源利用率，对该类选钨尾砂资源综合回收利用具有借鉴意义。Table 1 Results of chemical composition analysis of the on-site tailings组分Cu含量0.120组分Na20含量0.590组分MgO含量2.620Table 2Results of chemical element of the stockpiled tailings组分Cu含量0.210组分Na20含量0.880Table 3Results of mineral composition and content of the on-site tailings矿物名称黄铜矿含量0.592矿物名称磁黄铁矿含量0.1102选矿试验2.1现场尾砂浮铜试验现场尾砂浮铜采用一粗一扫两精作业，试验流程见图1。粗选条件试验2.1.12.1.1.1固定黄药类捕收剂异戊基黄药用量为2 5.0 0 g/t，起泡剂MIBC用量为2 0.0 0 g/t，进行了酯类药剂Z-200用量试验，条件试验流程见图2，试验结果有色金属（选矿部分）1矿石性质试验矿样为江西某钨选厂经重选工艺（跳汰一摇床一毛毯等工序选别黑钨矿后产生的尾砂。选钨尾砂包括现场尾砂和堆存尾砂两种，其中现场尾砂是指经重选后立即干排出的尾砂；堆存尾砂指在尾矿库长期堆存的尾砂。现场尾砂化学组成分析结果见表1，堆存尾砂化学元素分析结果见表2，现场尾砂矿物组成及含量分析结果见表3。工艺矿物学结果表明，选钨尾砂中主要金属矿物为黄铜矿、白钨矿、黑钨矿、辉钼矿，非金属矿物主要为石英、云母、绿泥石、长石等。选钨尾砂中可综合回收的有价矿物为黄铜矿，现场尾砂中铜主要以硫化铜形式存在，堆存尾砂中铜主要以氧化铜形式存在。表1现场尾砂化学组成分析结果WO3Mo0.3500.027TiO2Fe0.5005.270Al2O3P2Os13.8600.100表2堆存尾砂化学元素分析结果WO3AI0.3205.000TiO2Fe0.5002.990表3现场尾砂矿物组成及含量分析结果斑铜矿白钨矿0.0480.122石英长石42.0938.069酯类药剂Z-200用量试验2024年第4期/%ZnSiO20.03564.84MnoPb0.1600.003CO2F0.5601.050ZnSiO20.05063.240MnoPb0.1600.005黑钨矿闪锌矿0.3370.066云母绿泥石32.248.195精中矿1精铜精矿中矿3图1浮铜试验流程Fig.1 Flowsheet of copper flotation testsCao2.620Bi0.047H202.530Cao2.120Bi0.010辉钼矿0.045萤石1.598现场尾砂粗选中矿2K203.510S0.380/%K203.110S0.270/%黄铁矿0.121其他6.364扫选铜尾矿2024年第4期现场尾砂(50 0 g)3 酯类药剂 Z-200(变量)3黄药类捕收剂（变量）3*MIBC20粗选6铜精矿图2 条件试验流程Fig.2 Flowsheet of conditional tests图3。由图3可知，当Z-200用量逐渐增加时，铜品位逐渐下降，铜回收率逐渐增加；当Z-200用量为25.00g/t时，铜回收率增加幅度较小。综合考虑，确定Z-200的合适用量为2 5.0 0 g/t，此时可得到铜品位3.0 6%、回收率7 5.53%的铜粗精矿。80一一铜品位3.4铜回收率763.2%/智3.02.82.6F0Fig.3Results of Z-200 dosage tests2.1.1.2黄药类捕收剂种类试验在确定酯类药剂Z-200用量为2 5.0 0 g/t、黄药类捕收剂用量为2 5.0 0 g/t、起泡剂MIBC用量为2 0.0 0 g/t、组合黄药（异戊基十Y89或异丁基+Y89）配比为8：2 的条件下，采用不同类型黄药捕收剂进行试验，试验结果见图4。由图4可知，采用单一黄药作为捕收剂时，铜回收率较低，而采用组合黄药作为捕收剂时效果均优于单一黄药，其中组合黄药异戊基十Y89（8：2）捕收效果最优，因此选择组合黄药异戊基十Y89（8：2）作为捕收剂，此时可得到铜品位3.37%、回收率78.13%的铜粗精矿。2.1.1.3黄药类捕收剂配比试验在确定酯类药剂Z-200用量为2 5.0 0 g/t、起泡剂MIBC用量为2 0.0 0 g/t、组合黄药捕收剂异戊基十Y89总用量为2 5.0 0 g/t的条件下，采用不同余策恩等：江西某微细粒选钨尾砂回收铜资源试验研究药剂用量单位：g/t搅拌、浮选时间单位：min下同选铜尾矿510图3Z-200用量试验结果933.679门铜品位铜回收率3.4783.277%/3.02.82.62.4异丁基异戊基黄药黄药黄药类捕收剂种类图4黄药种类对比试验结果Fig.4Comparison of xanthate type tests配比的组合黄药进行试验，试验结果见图5。由图5可知，当Y89用量增加时，铜品位随之增加，而铜回收率不断下降，即异戊基黄药所占比例越大时，铜回收率越高。因粗选阶段的主要目标是提高回收率，所以选用异戊基黄药与Y89配比比例为9：1，此时铜回收率达到最优值，为7 9.42%。3.7643.6F3.560152025303540Z-200用量/(gtl)76757473Y89异戊基+异丁基+Y89Y89一一铜品位82一铜回收率8045763.3F743.2723.119:1图5组合黄药配比试验结果Fig.5Results of combined xanthate ratio tests2.1.1.4黄药类捕收剂用量试验在酯类药剂Z-200用量为2 5.0 0 g/t、起泡剂MIBC用量为2 0.0 0 g/t、组合黄药捕收剂异戊基十Y89（9：1)的条件下，进行黄药类捕收剂用量试验，试验结果见图6。由图6 可知，当组合黄药总用量逐渐增加时，铜品位逐渐下降，铜回收率逐渐增加，当总用量增加至2 5.0 0 g/t时，铜回收率增加趋势开始变得缓慢，但铜品位剧烈下降。综合考虑，选择组合黄药用量为2 5.0 0 g/t，此时可得到铜品位为3.30%、回收率为7 9.42%的铜粗精矿。708:27:3异戊基黄药：Y896:45：5943.53.4F3.33.23.1F3.02.910图6 约组合黄药捕收剂总用量试验结果Fig.6Results of combined xanthate dosage tests2.1.2扫选条件试验在组合黄药捕收剂异戊基十Y89（9：1)，总用量为12.50 g/t，起泡剂MIBC用量为10.0 0 g/t的条件下，进行Z-200用量试验，试验结果见图7。由图7可知，随Z-200用量增加，铜品位逐渐上升，铜回收率逐渐下降，为兼顾铜品位及回收率，当Z-200用量等于10.0 0 g/t时，指标较好，即铜品位为1.58%、回收率为16.43%。因此扫选段Z-200最佳用量采用10.0 0 g/t。2.1.3浮选铜闭路试验通过上述药剂的条件试验，拟采用“一粗两精有色金属（选矿部分）一扫”、中矿循序返回的工艺流程开展闭路试验，82试验流程见图8，试验结果见表4。由表4可知，现80场尾砂在最优药剂制度下进行“一粗两精一扫”流程一一铜品位78铜回收率7672706866641520组合黄药总用量gt)2024年第4期试验可获得铜品位为2 1.145%、回收率为6 5.9 7 0%的铜精矿。1.71.6F%/智253017.5一一铜品位铜回收率17.016.535401.51.41.3L0Fig.7Results of Z-200 dosage tests表4理现场尾砂浮选闭路结果Table 4Results of the locked-cycle tests on theon-site tailings flotation产品名称产率铜精矿0.374选铜尾矿99.626现场尾砂100.0现场尾砂15.515.014.5510Z-200用量/g t)图7Z-200用量试验结果铜品位21.1450.0410.120152025/%铜回收率65.97034.030100.03*Z-200253*异戊基+Y89(9：1)2 53*MIBC20粗选63*Z-200 103异戊基+Y89(9:1)12.53*MIBC10精4扫3精5铜精矿Fig.8Flowsheet of the locked-cycle tests on on-site tailings flotation选铜尾矿图8 现场尾砂浮选闭路试验流程2024年第4期2.2堆存尾砂浮选铜试验2.2.1最优条件浮选铜试验采用现场尾砂粗选最优药剂制度进行堆存尾砂浮选铜粗选试验，仅获得铜品位1.0 4%、回收率25.13%的粗精矿。相比现场尾砂同条件下获得的铜浮选指标（铜品位3.30%、回收率7 9.42%），堆存尾砂选别指标较差，原因是堆存尾砂存放在尾砂库若干年，硫化铜矿物受空气氧化和风力侵蚀等影响，使得选别现场尾砂的最优药剂制度不适合选别堆存尾砂。采用现场尾砂闭路浮选铜最优药剂制度（图8）进行堆存尾砂浮选铜闭路试验，试验结果见表5。由表5可知，堆存尾砂采用常规浮选获得铜指标极低，在现场尾砂最优药剂制度条件下仅获得铜品位12.512%、回收率12.0 9 9%的铜精矿。表5堆存尾砂浮选闭路试验结果Table 5Results of the locked-cycle tests onthe stockpiled flotation产品名称产率铜精矿0.203选铜尾矿99.797堆存尾砂100.02.2.2Na,S活化条件试验NazS既是有色金属氧化矿的活化剂，也是硫化矿的抑制剂6-7 。在最优药剂制度条件下，对堆存尾砂采用不同NazS用量进行对比试验，试验结果见图9。由图9 可知，当Na2S用量大于2 0 0 g/t时，铜回收率剧烈下降，其原因是NazS用量过多时，NazS大量水解产生的HS-使得硫化矿表面吸附的黄药发生脱附,HS-占据在矿物表面增加矿物亲水性，从而起到抑制作用。当NazS合适用量为2 0 0.0 0 g/t时，1.20F36铜回收率1.16321.12F1.081.041.00100图9 Na,S用量试验结果Fig.9Results of Na,S dosage tests余策恩等：江西某微细粒选钨尾砂回收铜资源试验研究体介质，提高回收指标。2.3.1载体浮选条件试验2.3.1.1载体介质粒级试验在堆存尾砂与载体介质比例为4：6,NazS用量2 0 0 g/t，酯类药剂Z-200用量为2 5g/t，组合黄药捕收剂异戊基十Y89（9：1）总用量2 5g/t，起泡剂MIBC用量2 0 g/t，搅拌强度为浮选机转速/%1992r/min的条件下，载体介质为现场尾砂全粒级、铜品位铜回收率12.51212.0990.18597.9010.21100.0一一铜品位24200300Na,s用量/gtl)95铜回收率最高，为35.36%。因此Na2S用量采用200g/t。2.3堆存尾砂载体浮选铜试验对堆存尾砂进行NazS活化试验发现，加入NazS使铜粗精矿回收率提高了10.2 3个百分点，但选别指标依然较差，传统浮选工艺很难对铜进行选别回收。载体浮选是利用粗粒颗粒矿物作为载体，背负细粒颗粒矿物，从而提高回收率的方法，是选别难选微细粒矿物的有效手段8 。因此，试验采用同类载体浮选工艺，即在合适的条件下以现场尾砂作为载+0.074、一0.0 7 4+0.0 45、一0.0 45+0.0 3 8 mm时进行载体介质粒级对比试验，试验结果见图10。由图10 可知，载体粒级为一0.0 45十0.0 38 mm时，铜回收指标最低，这是受载体粒度较细，所携带的气泡较小，致使铜矿物在其表面黏附不稳定造成的。当载体介质粒级为一0.0 7 4十0.0 45mm时，铜回收指标最优，即铜品位为1.48%、回收率为55.9 2%。因此，载体介质粒级选用现场尾砂一0.0 7 4十0.0 45mm粒级。1.61.51.4%/智1.31.2F1.11.0全粒级图10载体介质粒级对比试验结果Fig.10Results of comparison tests on carriermediumparticlesize40050060一一铜品位一一铜回收率58565250+4846+0.074-0.074+0.045-0.045+0.038载体介质粒级/mm2.3.1.2幸载体介质配比试验在载体介质为现场尾砂一0.0 7 4十0.0 45mm粒级、NazS用量2 0 0 g/t、酯类药剂Z-200用量为9625g/t、组合黄药捕收剂异戊基十Y89（9：1)用量为25g/t、起泡剂MIBC用量为2 0 g/t、搅拌强度为浮选机转速19 9 2 r/min的条件下，堆存尾砂与载体介质比例为8：2、6：4、5：5、4：6 时进行载体配比对比试验，试验结果见图11。由图11可知，铜回收率指标随着载体介质占比的增加而增加，当堆存尾砂：载体介质为4：6 时达到最优值，即铜品位为1.48%、回收率为55.9 2%。故堆存尾砂与载体介质配比采用4：6。760一一铜品位一铜回收率1.5F1.4-1.31.2F1.1Fig.11Results of carrier medium ratio tests2.3.1.3奉载体搅拌强度试验在载体介质为现场尾砂为一0.0 7 4十0.0 45mm粒级，堆存尾砂与载体介质比例为4：6，NazS用量200g/t，酯类药剂Z-200用量为2 5g/t,组合黄药捕收剂异戊基十Y89（9：1）用量为2 5g/t，起泡剂MIBC用量为2 0 g/t的条件下，浮选机转速采用1892、19 9 2、2 0 9 2、2 19 2、2 2 9 2、2 39 2 r/m in 时进行搅拌强度对比试验，结果见图12。由图12 可知，增加一定搅拌强度可以有效提高铜回收率，当浮选机转速为2 19 2 r/min时，铜回收指标最优，此时铜品位为1.6 6%、回收率达到57.2 8%。因此，搅拌强度采用浮选机转速为2 19 2 r/min。2.3.2载体浮选铜闭路试验载体浮选开路条件试验获得最优条件：载体介质为现场尾砂一0.0 7 4十0.0 45mm粒级，堆存尾砂与载体介质比例为4：6,NazS用量2 0 0 g/t,酯类药剂Z-200用量为2 5g/t，组合黄药异戊基十Y89（9：1）用量2 5g/t，起泡剂MIBC用量2 0 g/t，浮选机转速采用2 19 2 r/min,采用一粗两精一扫、中矿循序返回的工艺流程，试验结果见表6。由表6 可知，通过“一有色金属（选矿部分）2.01.81.61.41.21.01900156图12搅拌强度对比试验结果152Fig.12Results of agitation intensity comparison tests%/率外回484440368:26:4堆存尾砂：载体介质图11载体配比试验结果2024年第4期一一铜品位一一铜回收率60482.00021002200浮选机转速/(rminl)粗两精一扫”闭路流程，获得铜精矿铜品位为13.520%、回收率达到49.12 3%，证明载体浮选工艺对堆存尾砂浮选铜具有一定效果。表6 载体浮选闭路试验结果Table 6Results of the locked-cycle tests onthe carrier flotation5:5462.300产品名称产率铜精矿0.476选铜尾矿99.524堆存尾砂十载体介质100.03结论1)在粗选段Z-200用量2 5g/t,组合黄药捕收剂异戊基黄药十Y89黄药，配比为9：1,用量为2 5g/t，扫选段酯类药剂用量10 g/t，组合黄药捕收剂与起泡剂分别为粗选段用量1/2 的条件下，采用“一粗两精一扫”、中矿循序返回闭路流程，可得到铜品位为21.145%、回收率为6 5.9 7 0%的铜精矿。2)采用传统浮选方法难以回收堆存尾砂中的铜资源，最优条件下仅可获得铜品位12.512%、回收率12.099%的铜精矿。3)载体浮选可有效回收堆存尾砂中的铜资源。在NazS最优用量2 0 0 g/t，其他药剂制度为现场尾砂浮选铜闭路药剂制度，载体介质为现场尾砂一0.0 7 4十0.0 45mm粒级，堆存尾砂与载体介质配比为4：6，浮选机转速取2 19 2 r/min，经一粗两精一扫”闭路流程可获得铜品位13.52 0%、回收率49.123%的铜精矿，较好地实现了该选钨尾砂中铜资源的回收利用。(下转第12 3页）2.400铜品位铜回收率13.52049.1230.06750.8770.131100.0/%2024年第4期19 ANNA W,KATARZYNA C,DARIA P,et al.Application of response surface methodology andartificial neural network methods in modelling andoptimization of biosorption process JJ.BioresourceTechnology,2014,160:150-160.2 0 王勇，李伟光，宿程远，等.响应曲面法优化均相Fenton深度处理皮革废水 J.环境科学学报，2 0 12，32（10）：(上接第9 6 页)1赵可可，戴惠新，龚志辉，等.白钨矿浮选行为研究进展J.有色金属（选矿部分），2 0 2 2（6）：155-16 4.ZHAO Keke,DAI Huixin,GONG Zhihui,et al.Research progress of scheelite flotation behavior J.Nonferrous Metals（M in e r a l Pr o c e s s in g Se c t io n),2022(6):155-164.2姚艳清，胡真，李汉文，等。某钨铜多金属共生矿资源综合利用研究J有色金属（选矿部分），2 0 2 1（3）：69-74,142.YAO Yanqing,HU Zhen,LI Hanwen,et al.Study oncomprehensivetungsten-copperpolymetallic ore resources JJ.Nonferrous Metals(Mineral Processing Section),2021(3):69-74,142.3刘娟红，周在波.细粒级金属尾砂的综合利用及在矿山充填中存在的问题和对策 J.金属矿山，2 0 2 2,53（7)：240-249.LIU Juanhong,ZHOU Zaibo.Comprehensive utilizationof ultra-fine metal tailings and its problems andcountermeasures in the application of backfill materialsJ.Metal Mine,2022,53(7):240-249.4ZHU Y,GUO B,ZUO W R,et al.Effect of sinteringtemperature on structure and properties of porousceramics from tungsten ore tailings J.MaterialsChemistry and Physics,2022,287(8):126315.DOI:10.1016/j.matchemphys.2022.126315.5李天霞，张晓峰，张适合，等.河北某铜尾矿综合回收铜李嘉欣等：酸性体系下硫化矿浮选因素的交互影响研究32(10):2408-2414参考文献的选矿试验研究 J.有色金属（选矿部分），2 0 19（2）：17-22.LI Tianxia,ZHANG Xiaofeng,ZHANG Shihe,et al.Experimental study on mineral processing ofcomprehensive recovery of copper from a copper tailingsin Hebei province J.Nonferrous Metals（M i n e r a lProcessing Section),2019(2):17-22.6杨虎.硫化钠强化回收次生斑铜矿的浮选试验及作用机理研究 D.昆明：昆明理工大学，2 0 2 2.YANG Hu.Flotation experiment and mechanism studyon sodium sulfide enhanced recovery of secondaryutilizationof1232408-2414.WANG Yong,LI Weiguang,SU Chengyuan,et al.Treatment of leather wastewater by response surfacemethodJJ.Journal of Environmental Sciences,2012,汪东芳）borniteD.Kunming:Kunming University of ScienceandTechnology,2022.7邱廷省，丁声强，张宝红，等.硫化钠在浮选中的应用技术现状.有色金属科学与工程，2 0 12,3（6)：39-43.QIU Tingsheng,DING Shengqiang,ZHANG Baohong,et al.Application situation of sodium sulfide in theflotationJJ.Nonferrous Metals Science and Engineering,2012,3(6):39-43.8陈文胜，付君浩，韩海生，等.微细粒矿物分选技术研究进展J.矿产保护与利用，2 0 2 0，40（4）：134-145.CHEN Wensheng,FU Junhao,HAN Haisheng,et al.Advance in the separation of ultrafine minerals J.Conservation and Utilization of Mineral Resources,2020,40(4):134-145.(本文编辑刘水红）(本文编辑