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酸性尾礦水回用于全流程的銅硫選礦新技術(shù)研究*

2018-01-06 02:19周曉彤鄧麗紅付廣欽關(guān)通陳遠林李天光
材料研究與應(yīng)用 2017年4期
關(guān)鍵詞:黃銅礦銅精礦原礦

周曉彤,鄧麗紅,付廣欽,關(guān)通,陳遠林,李天光

廣東省資源綜合利用研究所,稀有金屬分離與綜合利用國家重點實驗室,廣東省礦產(chǎn)資源開發(fā)與綜合利用重點實驗室,廣州 廣東510650

酸性尾礦水回用于全流程的銅硫選礦新技術(shù)研究*

周曉彤,鄧麗紅,付廣欽,關(guān) 通,陳遠林,李天光

廣東省資源綜合利用研究所,稀有金屬分離與綜合利用國家重點實驗室,廣東省礦產(chǎn)資源開發(fā)與綜合利用重點實驗室,廣州 廣東510650

廣東某銅硫礦原礦礦石組成復(fù)雜、含硫高,黃鐵礦和磁黃鐵礦含量高于40%,露天采礦導(dǎo)致礦石表面氧化程度較高,極易酸化,尾礦水pH<3.酸性尾礦水回用于全流程,造成銅硫選礦指標(biāo)偏低,銅精礦Cu品位低于18%,回收率低于70%.針對這一難題,研究出非堿性銅浮選新技術(shù),2016年9月至2017年5月采用新技術(shù)后,對平均品位Cu 0.69%、S 18.48%的原礦,獲得累計實際生產(chǎn)指標(biāo)如下:銅精礦Cu品位18.22%,銅回收率81.94%;硫精礦S品位43.99%,硫回收率50.63%;磁硫精礦品位S 29.43%、Fe 41.36%,硫回收率34.93%;總硫回收率85.56%.

黃銅礦;尾礦水;回用;工藝

廣東某銅硫礦原礦礦石組成復(fù)雜,含硫高(w(S)>18%),黃銅礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦以及脈石礦物致密共生,且采用露天采礦方式,礦石氧化程度高,極易酸化,造成尾礦水pH<3.高酸尾礦水回用于生產(chǎn)流程,使銅硫浮選難度較大,影響選礦指標(biāo).長期以來,該礦2400 t/d選礦廠的銅精礦Cu品位低于18%,回收率低于70%.2015年生產(chǎn)指標(biāo):原礦品位Cu 0.708%、S 19.96%,銅精礦Cu品位17.49%、銅回收率62.27%,硫精礦S品位42.55%、硫回收率42.28%,磁硫精礦S品位31.76%、硫回收率34.81%,總硫回收率77.09%.為了解決這一技術(shù)難題,開展酸性尾礦水回用于全流程的銅硫選礦新技術(shù)研究.

1 礦石特性

原礦礦石組成復(fù)雜,原礦品位Cu 0.5%~0.70%、S 16%~23%.銅礦物主要是黃銅礦,其次有少量至微量銅藍、斑銅礦和黝銅礦;硫化礦主要是黃鐵礦和磁黃鐵礦,總含量達40%以上,其次有少量至微量閃鋅礦、方鉛礦及微量毒砂等.脈石礦物主要為云母、石英,其次是長石、綠泥石、石榴石、透閃石、方解石和綠簾石等.黃銅礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦以及脈石礦物致密共生.在磨礦細(xì)度為70%-0.074mm時,黃銅礦解離度約92%左右.

磁黃鐵礦(Fe1-xS)分為六方晶系和單斜晶系兩種晶體結(jié)構(gòu)形式.單斜磁黃鐵礦富硫貧鐵,具有易磁、易浮特性;六方磁黃鐵礦具有順磁性,可浮性隨含硫量變化而變化,具有上浮率參差不齊的特性[1].

該礦山為露天采礦方式,磁黃鐵礦在空氣中會發(fā)生(1)~(4)氧化反應(yīng).由于磁黃鐵礦、黃鐵礦等硫化礦表面易氧化和酸化,造成尾礦水pH<3.

(1-x)Fe2++SO42-+2xH+

(1)

(2)

(3)

(9-3x)Fe2++SO42-+8H+

(4)

2 問題與討論

2015年該選礦廠原礦平均品位為Cu 0.708%、S19.96%,累計生產(chǎn)指標(biāo)為銅精礦Cu品位17.49%、銅回收率62.27%,硫精礦S品位42.55%、磁硫精礦S品位 31.76%,總硫回收率77.09%.

為了提高該選礦廠的技術(shù)指標(biāo),在原礦和浮選條件較穩(wěn)定的條件下,對現(xiàn)場工藝流程進行了考察,選礦廠原銅硫生產(chǎn)工藝如圖1所示.原礦經(jīng)磨礦(磨礦細(xì)度60%~65%-0.075mm)后,先采用高堿抑硫的浮銅工藝進行銅浮選,得到銅精礦;選銅尾礦經(jīng)硫酸活化后進行硫浮選,得到硫精礦;對選硫尾礦采用滾筒式磁選機進行磁選,得到磁硫精礦;精礦溢流水和尾礦合并進入尾礦庫自然沉降,沉降后尾礦水(pH 3~5)返回生產(chǎn)流程,作為磨礦和各作業(yè)生產(chǎn)用水.考察階段的生產(chǎn)指標(biāo):原礦品位為Cu 0.67%、S 20.70%,獲得銅精礦Cu品位23.28%、銅回收率71.93%,硫精礦S品位46.92%、磁硫精礦S品位30.55%,總硫回收率76.42%.

圖1 原銅硫生產(chǎn)工藝的原則流程Fig.1 The original principle processing flow of copper and sulfur beneficiation

針對選礦廠在原礦磨礦細(xì)度與單體解離度、銅浮選工藝參數(shù)以及尾礦水回用pH值等方面存在的問題,分別進行分析和討論.

2.1 黃銅礦磨礦細(xì)度與單體解離度

將選礦廠原生產(chǎn)工藝流程的查定結(jié)果列于表1.由表1可知,原礦磨礦細(xì)度較粗,+0.10mm粒級黃銅礦解離度較低,僅為56.16%.

表1 流程中銅分布率和黃銅礦單體解離度的查定結(jié)果

原礦的反光顯微鏡照片如圖2、圖3所示.原礦+0.10mm粒級中,黃銅礦單體解離度為56.16%,而黃銅礦與脈石的連生率為33.93%,與磁黃鐵礦的連生率為7.49%,與黃鐵礦的連生率為1.90%,與閃鋅礦等的連生率為0.53%(圖2).原礦-0.10+0.074mm粒級中,黃銅礦單體解離度為74.70%,而黃銅礦與脈石的連生率為18.20%,與磁黃鐵礦的連生率為5.05%,與黃鐵礦的連生率為1.02%,與閃鋅礦的連生率為1.03%(圖3).

由以上分析可知,原礦和銅尾礦在+0.074mm粒級銅連生體較多,其中與脈石連生為主.銅尾礦中損失于+0.074mm粒級的銅占60%以上,銅單體解離度偏低.由此可見,提高原礦磨礦細(xì)度是提高選礦指標(biāo)的關(guān)鍵因素之一.

2.2 銅浮選工藝參數(shù)

從表1可知,銅尾礦+0.074mm粒級的黃銅礦單體解離度大于50%,尾礦銅品位較高.說明黃銅礦單體未能有效上浮,是導(dǎo)致銅回收率較低的主要原因之一.

圖2原礦+0.10 mm粒級的反光顯微鏡照片

Fig.2Reflection microscope photograph of +0.10 mm raw ore

圖3原礦-0.10+0.074mm粒級的反光顯微鏡照片

Fig.3Reflection microscope photograph of -0.10 +0.074 mm raw ore

原銅浮選作業(yè)是采用強堿抑硫浮銅工藝,pH值8~12,波動范圍較大,石灰用量較大(約10 kg/t).石灰不但強烈抑制黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫礦物,也會吸附在黃銅礦物表面,形成羥基絡(luò)合物親水性薄膜,降低黃銅礦可浮性.另一方面,加入大量石灰后,礦漿中的Cu2+,F(xiàn)e3+,Ca2+等離子還容易與OH-反應(yīng)生成Cu(OH)2,F(xiàn)e(OH)3,Ca(OH)2等微細(xì)粒懸浮物,惡化浮選環(huán)境.再者,原礦中的硫化礦易氧化,使礦漿溶液呈酸性(H+),并產(chǎn)生大量金屬離子如Fe3+,Cu2+等.黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫化礦易被H+,Cu2+活化,而黃鐵礦和磁黃鐵礦的可浮性增強不利于銅硫浮選分離.另外,在硫浮選過程中,由于銅浮選中部分受強烈抑制的黃鐵礦、磁黃鐵礦的可浮性也變?nèi)?,使硫浮選指標(biāo)較差.

2.3 尾礦水回用pH值

硫浮選礦漿pH值通常控制在6~6.5.部分未能回收的磁黃鐵礦、黃鐵礦長期存在于尾礦中,磁黃鐵礦和黃鐵礦氧化產(chǎn)生大量H+離子,致使尾礦水pH<3.尾礦水加入石灰處理后(pH 3~5)進入車間回用于銅硫選礦作業(yè).由于生產(chǎn)回水偏酸性且pH值波動范圍較大,造成藥劑調(diào)整幅度較大,銅浮選礦漿pH值波動較大,不利于生產(chǎn)過程的穩(wěn)定,嚴(yán)重影響選礦技術(shù)指標(biāo).

針對選礦廠原礦磨礦細(xì)度、銅浮選工藝參數(shù)和尾礦水回用pH值等方面存在的問題,以及礦石易氧化和有用礦物粒度粗細(xì)不均等造成礦物可浮性差異的特點,開展酸性尾礦水回用于全流程的銅硫選礦新技術(shù)研究.

3 新技術(shù)研究

針對2400 t/d銅硫選礦廠所存在的問題,采取以下技術(shù)方案,以提高銅硫浮選指標(biāo),并解決高酸尾礦水回用的問題.新的工藝流程如圖4所示.

(1)原硫化礦浮選流程僅有一段磨礦-分級作業(yè),受廠房空間限制,原礦磨礦作業(yè)的設(shè)備改造難度大.因此,在銅浮選工藝中增加銅粗精礦再磨作業(yè),采用“旋流器+立磨機”再磨系統(tǒng)來提高銅礦物單體解離度,可達90%以上.

(2)銅粗選作業(yè)中采用輕壓輕拉的非堿性銅浮選新技術(shù),非堿性銅浮選控制pH6.5~7,使可浮性較弱的銅礦物得到有效回收;同時減弱對硫礦物的強烈抑制,提高硫回收指標(biāo).

(3)由于礦石易氧化以及有用礦物粒度粗細(xì)不均,造成銅礦物浮選動力學(xué)差異大,上浮速率差異大,難以同步回收.銅精選作業(yè)中采用“浮選柱+浮選機”梯度回收工藝,發(fā)揮浮選柱回收細(xì)粒級礦物、浮選機回收粗粒級礦物的優(yōu)勢,對粗細(xì)不均造成的浮選動力學(xué)差異大的銅礦物實現(xiàn)梯度高效回收.

(4)高酸尾礦水中加入石灰,一步調(diào)至有效利用pH值6~7,提高生產(chǎn)用水的活性,使生產(chǎn)用水既適合銅浮選(6.5~7),又達到硫浮選(6~6.5)的要求.

2016年9月至2017年5月期間,采用新技術(shù)回收銅硫.對平均品位Cu 0.69%、S 18.48%的原礦,獲得累計實際生產(chǎn)指標(biāo):銅精礦品位Cu 18.22%,銅回收率81.94%;硫精礦品位S 43.99%,硫回收率50.63%;磁硫精礦品位S 29.43%、Fe 41.36%,硫回收率34.93%;總硫回收率85.56%.銅精礦達到DZ/T0214-2002四級品產(chǎn)品質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn).

與2015年度生產(chǎn)指標(biāo)相比:銅精礦Cu品位提高0.73%,銅回收率提高19.67個百分點;硫精礦S品位由42.55%提高至43.99%,硫回收率提高8.35個百分點;磁硫精礦品位S 29.43%、Fe 41.36%,硫回收率提高0.12個百分點;總硫回收率由77.09%提高至85.56%,提高8.47個百分點.石灰用量下降40%、藥劑成本下降1.075元/噸·原礦.新增利稅4859.87萬元/年,實現(xiàn)了高酸銅硫礦資源非堿性梯度高效回收.

圖4 銅硫選礦新技術(shù)的原則流程Fig.4 The principle processing flow of new technology for copper and sulfur beneficiation

4 結(jié) 論

(1)“非堿性銅浮選”新技術(shù),銅粗選pH為6.5~7,使可浮性較弱的銅硫礦易于上浮,既大幅降低石灰用量,又顯著提高銅硫選礦指標(biāo).將高酸尾礦水一步調(diào)至有效利用pH值6~7,提高生產(chǎn)用水的活性,使生產(chǎn)用水既適合銅浮選又達到硫浮選的要求.

(2)采用高效“銅粗精礦再磨”工藝解決了原礦磨礦粗細(xì)不均、解離度不理想以及黃銅礦因密度大而浮選柱難回收的難題.“浮選柱+浮選機”梯度回收新工藝具有對粗細(xì)粒級銅礦物梯度回收的優(yōu)點,實現(xiàn)了粗細(xì)粒級銅礦物的高效回收.

(3)與2015年生產(chǎn)指標(biāo)相比:采用新技術(shù)獲得的銅精礦Cu品位提高0.73%,銅回收率提高19.67個百分點;硫精礦S品位提高1.44%,磁硫精礦S品位略有降低,總硫回收率提高8.47個百分點.實現(xiàn)了高酸銅硫礦資源的非堿性高效回收.

[1] 洪秋陽,湯玉和,王毓華,等. 磁黃鐵礦結(jié)構(gòu)性質(zhì)及可浮性差異研究[J]. 金屬礦山,2011(1):64-67.

Theresearchonnewtechnologyforcopperandsulfurbeneficiationwithacidtailingswaterrecylingtowholeprocessingflow

ZHOU Xiaotong, DENG Lihong, FU Guangqin, GUAN Tong CHEN Yuanlin, LI Tianguang

GuangdongInstituteofResourcesComprehensiveUtilization,StateKeyLaboratoryofRareMetalSeparationandComprehensiveUtilization,GuangdongKeyLaboratoryofMineralResourceDevelopmentandComprehensiveUtilization,Guangzhou510650,China

For a copper-sulfur mine in Guangdong province,the mineral composition is complex, the content of sulfur is high, the total content of pyrite and pyrrhotite is higher than 40%.The open-cast mining leads to a higher oxidation degree on the surface of the ore,which is easily acidified and the tailing water pH<3.The recycling of acid tailings water to whole processing flow resulted in the low indexes of copper and sulfur beneficiation,the grade of copper concentrate was lower than 18%,the recovery of Cu was lower than 70%.In view of this problem,a new non-alkaline copper flotation technology is studied. From September 2016 to May 2017,after applying the new technology,under the average ore grade Cu 0.69%,S 18.48%,the total actual production index of Cu concentrate was 18.22%,copper recovery was 81.94%,sulfur concentrate S grade was 43.99% and sulfur recovery was 50.63%.Pyrrhotine concentrate grade was 29.43%,F(xiàn)e grade was 41.36% and sulfur recovery was 34.93 %;total sulfur recovery rate of 85.56%.

chalcopyrite;tailings water;recycling;technology

2017-10-08

廣東省省級科技計劃項目(2015B090901057,2017A070701020),廣東省科學(xué)院專項(2017GDASCX-0109)

周曉彤(1967-),女,湖南武岡人,教授級高級工程師,本科.

1673-9981(2017)04-0269-05

TD91

A

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