金属矿选矿（精选5篇）
金属矿选矿 篇1
1 前言
镍是一种重要的有色金属,具有良好的耐腐性、耐磁性和延展性,在工业以及日常生活中占据了重要地位。镍的首要用途是合金制造,每年大约90%的镍矿用于合金产业,其中不锈钢占了2/3。此外,镍还是重要的化学催化剂和电池原料,广泛用于镍铬电池、镍氢电池、镍锡电池等镍产品。近年来,随着经济的持续快速发展,我国对以不锈钢为主的镍产品需求量极大,自2005年起已成为镍矿最大消费国[1]。世界上已知的镍矿床有硫化铜镍矿、红土镍矿、风化壳硅酸镍矿3种类型,从硫化矿中提取的镍约占目前镍总量的2/3。从硫化矿中提取镍可以采用简单经济的机械选矿方法,所以,近期内硫化镍矿石仍将是镍的重要来源[2]。
目前,青海某镍矿区已控制镍资源量达到特大型,为了使资源优势尽快转化为经济优势,有关部门和单位正在积极推进资源勘探和开发的准备工作,希望最终形成完整的产业链,实现产业链向资源价值链的提升,为青海省经济发展做出贡献。
2 原矿性质
试验所用矿样为矿区钻孔岩芯样,试验所含元素化学分析结果见表1,对样品进行镍、铜物相分析,分析结果见表2和表3。结果表明,试样中的铜、镍主要以硫化物为主,未出现明显氧化。同时对试样进行了物相分析,分析可知,试样主要可回收的有用金属为铜、镍和钴,脉石矿物主要为蛇纹石、绿泥石、辉石和滑石等。脉石矿物易泥化、可浮性较好,给有用矿物富集带来较大难度。
3 浮选条件试验
3.1 磨矿细度试验
在捕收剂丁黄药用量90g/t,起泡剂2#油用量60g/t,搅拌时间为2min,两段粗选浮选时间为8min的条件下,改变磨矿细度进行粗选试验,试验结果见图1。由图1可知,当磨矿细度为-0.074mm(-200目)占70%时,镍粗精矿回收率最高,为61.98%,此时铜的回收率也较高。因此,选择在该磨矿细度下进行后续试验。
3.2 捕收剂种类试验
选用8种捕收剂进行捕收剂种类试验,寻找捕收效果较好的捕收剂,在磨矿细度为-0.074mm占70%,起泡剂2#油用量40g/t,搅拌时间为2min,浮选时间为4min的条件下,改变捕收剂种类进行试验,试验结果见表4。
由表4可知,试验表明乙黄药+Y89以及丁黄药+异丙基黄药这两种组合药剂的选别效果较好,所得精矿产品镍和铜的回收率都较高,且两种组合药剂浮选指标接近。因Y89市场采购价格较高,后续试验选择价廉易得的丁黄药+异丙基黄药的组合药剂作为捕收剂。
3.3 起泡剂种类试验
同时进行了起泡剂种类探索试验,在磨矿细度为-0.074mm占70%,捕收剂用量100g/t,搅拌时间为2min,浮选时间为4min的条件下,改变起泡剂种类进行试验,试验结果见表5。试验表明2#油的选别效果较好,所得精矿产品镍和铜的回收率都优于其他起泡剂。
3.4 粗选调整剂用量试验
研究表明[3],使用柠檬酸与CMC形成的调整一抑制的组合作用能够有效抑制含镁硅酸盐的浮选,提高精矿品位,本试验即采用柠檬酸为调整剂,CMC为脉石矿物抑制剂进行试验。在磨矿细度为-0.074mm占70%,丁黄药1:1异丙基黄药用量60g/t,2#用量45g/t,搅拌时间为5min,浮选时间为4min的一段粗选条件下,改变柠檬酸用量进行试验,试验结果见图2。结果表明,添加柠檬酸后镍的品位有了较大幅度的提高,且当柠檬酸用量为1 500g/t,镍、铜的回收率达到较高值,因此柠檬酸用量以1 500g/t为宜。
3.5 粗选CMC用量试验
在磨矿细度为-0.074mm占70%,柠檬酸用量为1 500g/t,丁黄药1:1异丙基黄药用量60g/t,2#用量45g/t,搅拌时间为8min,一段粗选浮选时间为4min的条件下,改变CMC用量进行试验,试验结果见图3。结果显示当CMC用量超过150g/t时镍的回收率明显下降,CMC用量为150g/t时效果较好。
3.6 粗选捕收剂用量试验
在磨矿细度为-0.074mm占70%,柠檬酸用量为1 500g/t,CMC用量为150g/t,2#用量45g/t,搅拌时间为8min,一段粗选浮选时间为4min的条件下,改变丁黄药1:1异丙基黄药用量进行试验,试验结果见图4。试验结果表明当捕收剂用量超过60g/t以后,镍回收率没有明显增加,而镍品位出现下降的趋势,因此,捕收剂的用量以60g/t为宜。
3.7 精选和扫选CMC用量试验
在确定粗选条件以后进行了精选和扫选CMC用量试验,试验流程见图5,试验结果见表6。试验中发现当CMC用量超过40g/t时,浮选泡沫层几乎消失,精、扫选的CMC用量都以40g/t为宜。
4 闭路试验
在前述条件试验基础上,经开路流程试验探索,确定了图6所示的闭路试验流程,由于钴也是可回收的有用元素,在流程中除了对试验主要关注的镍和铜进行分析外,同样对钴元素进行了分析。最终可以获得镍品位为8.09%、镍回收率为79.37%、铜品位为1.52%、铜回收率为73.63%、钴品位为0.28%、钴回收率为73.89%的浮选精矿。
5 产品检查
对闭路试验得到的精矿和尾矿进行产品检查,精矿和尾矿产品的主要元素化学分析结果见表7。精矿产品中的Mg元素含量较低,Fe元素含量较高,Au、Ag等贵金属没有太高的利用价值。
6 结论
(1)丁基黄药+异丙基黄药作为组合药剂的作用效果要优于单一使用丁基黄药。与使用丁基黄药相比,组合药剂能够使镍的回收率提高2个百分点。
(2)柠檬酸与CMC形成的组合药剂对含镁矿物的抑制效果较好,精矿产品中的Mg含量较低。精矿镍品位没有进一步提高主要是由于其含有46.03%的铁元素。
(3)在磨矿细度为-0.074mm占70%的条件下,确定一粗二精三扫的简单浮选流程,最终可以获得镍品位为8.09%、镍回收率为79.37%、铜品位为1.52%、铜回收率为73.63%的浮选精矿。该流程结构简单,可大大减少建厂初期投入和后期的管理及运营成本,优势明显。
参考文献
[1]中国行业咨询网.2011年全球镍消费情况及在不锈钢领域的应用[EB/OL].http://www.china.北京:冶金工业出版社,2013.
[2]刘明宝,段理祎,高莹,等.我国镍矿资源现状及利用技术研究[J].中国矿业,2011,20(11):98-102.
[3]熊学广.利用络合剂—抑制剂组合降低金川镍矿精矿中氧化镁含量研究[J].武汉理工大学,2013.
金属矿选矿 篇2
福建某铜钼矿矿床类型属岩浆期后中—低温热液细脉—细脉浸染型斑岩铜多金属矿床。矿石自然类型为原生矿,原生矿按含矿岩性分为花岗闪长斑岩型、隐爆角砾岩型、斜长花岗斑岩型等。按矿石结构构造分为浸染状、细脉型状和细脉浸染状等矿石类型。工业类型为较难选的硫化铜钼矿石。
矿石矿物主要由金属硫化物、脉石矿物和极少量的金属氧化物组成。金属矿物主要有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等。脉石矿物主要有钾长石、斜长石、石英、白云母、绢云母+高岭石、白云石+方解石、绿帘石、萤石、黄玉、石榴石及微量的闪石、辉石等。经基本分析和组合分析,本矿床主要有用组分为Cu、Mo,伴生有益组分为S、Ag,有害组分含量甚微。
原矿多元素化学分析结果见表1,铜、钼物相分析结果见表2和表3。
2 工艺设计
选矿厂设计规模为10 000t/d,粗碎设于井下,给矿最大块度300mm,选矿最终得到的产品为铜精矿、钼精矿和硫精矿。矿山总服务年限为20年,年工作制度330d,每天3班,每班8h。
2.1 碎磨工艺方案
根据矿山设计规模及矿石性质,参照类似矿山生产实践,该铜钼多金属矿可能采用的碎磨方案有两种。方案Ⅰ:半自磨+球磨工艺流程,见图1所示。方案Ⅱ:两段一闭路破碎筛分+球磨工艺流程,见图2所示。
碎磨产品粒度为-0.074mm含量占75%,矿石球磨功指数为14.73kW·h/t,按功耗法计算磨矿所需半自磨机、球磨机。磨矿设备选择方案见表4。
方案Ⅰ-1设备总装机功率为9 400kW,投资高,厂房占地面积较大;方案Ⅰ-2设备总装机功率为9 600kW,运营成本高,设备台数多,厂房占地面积最大;方案1-3设备总装机功率为9 400kW,设备配置简单,占地面积小,投资省。综合比较,半自磨—球磨磨矿设备选择方案Ⅰ-3。
中细碎设备主要进行进口设备与国产设备的比较,破碎设备选择方案见表5。
方案Ⅱ-1设备总装机功率为1 560kW,运营成本高,投资也最高;方案Ⅱ-2设备总装机功率为1 120kW,投资最低,但产品粒度较粗、设备笨重、检修不便、管理操作麻烦;方案Ⅱ-3设备总装机功率为1 200kW,投资较高,生产能力大,生产可靠性高,流程配置简单,自动化程度高,管理维护方便。综合多方面因素,中细碎选用3台美卓HP500较为合理。
与常规破碎筛分+球磨流程相比,半自磨+球磨工艺具有以下特点。
(1)流程简单,易于操作。半自磨流程省去了常规的中细碎作业,省去了破碎产生的粉尘回收及处理,同时也为整个流程的自动化控制创造了条件。
(2)投资和经营费用低。半自磨+球磨工艺设备重量、厂房面积、体积较中细碎筛分+球磨小。在同比价格下,半自磨的基建投资及占地面积具有较大优势。在经营费用方面,和常规的碎磨流程相比,半自磨流程的单位电耗较高,但其耗材及人员投入稍低,综合起来每年可节约82.5万元。
同时,从半自磨的实际生产看,半自磨工艺可改善矿浆的电化学性质,有利于矿物的选别。与常规碎磨流程相比,采用矿石自身作为磨矿介质,在处理复杂硫化矿时,铜、钼等矿物的浮选回收率都相应的提高,可能是在硫化矿浆体系中,各种硫化矿物之间、磨矿介质与硫化矿物之间存在的伽伐尼电偶作用导致磨矿介质腐蚀,腐蚀形成的铁的氧化物或氢氧化物吸附或沉积在硫化矿物表面将会显著地影响硫化矿物的浮游行为[1]。而采用半自磨工艺,特别是对多金属矿石,可以减少磨矿介质给矿物浮选带来的不利影响。
从生产长期来看,矿山采矿方法为崩落法,后期地表塌陷后,会有泥进入矿石,造成原矿含泥高,如采用常规碎磨工艺,可能容易造成给矿机、筛子及排矿溜槽等的堵塞,导致碎矿无法正常进行或增加复杂的脱泥作业,而半自磨则可以很容易地解决这个问题。
因此,碎磨工艺方案确定采用半自磨+球磨流程。
2.2 浮选工艺方案
浮选工艺基本以试验报告作为设计依据。但为保证生产的稳定性及减少浮选药剂对下段作业的影响,对铜钼硫混合精矿增加浓缩作业,沉砂进入分级再磨,溢流返回铜钼硫混合浮选作业。经调整后,铜钼选别工艺为“硫化矿混合浮选—混合精矿浓缩、再磨后铜钼浮选一铜钼分离”。其中,混合浮选流程结构为一次粗选、三次精选、三次扫选;铜钼浮选为一次粗选、两次精选、三次扫选;铜钼分离流程结构为一次粗选、三次精选、两次扫选。
铜钼选别主要选别设备有浮选机、浮选柱。浮选柱对于微细物料的选择性较高,在细粒级分选中具有较为明显的优势,特别是在嵌布粒度细的钼矿分选中,由于再磨分选细度高,其在提高钼精矿品位及回收率方面具有明显优势。例如:金堆城钼业集团有限公司对百花岭选矿厂原有的精选工艺流程进行改造,将原有的一粗两扫八精工艺流程改为一粗三扫五精,将原有精选的浮选机改用CCF浮选柱,改造后钼精矿品位由原来的52.36%提高至57.58%[2]。在新疆某铜钼选厂改建中采用旋流—静态微泡浮选柱作为铜钼混合浮选、铜钼分离、钼精选的主要设备,铜钼分离扫选和铜钼混合浮选则采用浮选机,构成机柱联合浮选系统,回收指标为钼精矿品位50.59%,钼回收率55.96%,铜精矿品位21.39%,铜回收率91.57%[3]。德兴铜矿从加拿大引进了Φ2.4m×10m的CPT浮选柱,代替精选作业一个系列的浮选机,投产一个月后,铜精品位提高了4.62%,回收率提高了3.89%[4]。同时,浮选柱还兼具结构简单,运行稳定,维修方便,节省电能及材料消耗、占地面积少等优点。
本次设计铜钼混合精矿精选作业、铜钼分离浮选精选作业选用浮选柱。而铜钼硫混合浮选及混合精矿粗选、扫选采用常规浮选机。与试验推荐流程相比,铜钼分离作业减少一次精选,主要考虑采用浮选柱作为铜钼分离钼精选设备,所以精选次数由4次调整为3次。
2.3 再磨工艺方案
选矿试验报告中,铜钼硫混合精矿再磨对-0.074mm占81%、-0.043mm占90%、-0.043mm占98%细度进行试验比较,结果显示,再磨细度在-0.043mm占90%时,试验指标较好。虽然所做细度跨度较大,但在无详细再磨细度试验的情况下,再磨细度定为-0.043mm占90%。
根据常规铜钼矿山生产经验,为提高钼精矿指标,在进行钼精选后对钼精矿再磨再选。例如:德兴铜矿在铜钼分离作业中,两次精选后对精矿进行再磨再选,再磨排矿与给矿相比,精选后钼的精矿品位提高了6.81%,回收率提高了1.35%[5],这表明现有再磨作业对提高钼精矿品位有利,再磨作业的改善,可大幅度提高选钼回收率并降低钼精矿中的铜含量。因此,此次设计在钼精选Ⅰ后增加再磨作业。
2.4 脱水工艺方案
根据精矿含水要求,铜精矿、硫精矿脱水工艺流程为一段浓缩、一段过滤,最终精矿含水小于12%。钼精矿为一段浓缩、一段过滤、一段干燥工艺流程,精矿水份小于4%。
2.5 尾矿处置方案
浮选尾矿进入Φ45m高效浓密机浓缩,溢流自流进入回水池处理后返回选矿厂循环使用,底流排放重量浓度约45%的尾矿浆,通过尾矿输送管道泵送到尾矿库大坝进行上游法排放筑坝,尾矿库尾矿堆放工艺采用坝前均匀多点排放,人工尾矿堆筑子坝。
生产服务期内选矿厂产出的尾矿全部送往尾矿库堆存,尾矿总干矿量6 454万t,尾矿堆积干密度1.4t/m3,所需库容为4 610万m3。尾矿经反浮选产出产率约30%的长石精矿,烧白度78%,可以作为较低档次的陶瓷材料。需进一步研究,再提纯长石精矿,提升附加值,然后综合开发利用尾矿。若能达到试验效果,可回收利用约20%的尾砂,可延长尾矿库的服务年限。
设计工艺流程见图3所示。
2.6 节能措施
(1)矿山总体布置充分考虑了选矿工艺要求与地形条件相结合,尽量实现物料自流,尽可能集中布置,使物流走向合理,力求缩短物料运输、管线距离和提升高度。
(2)设计采用节能、高效、运行可靠的设备,设备配置充分考虑工艺流程要求,配置合理紧凑,尽量实现矿浆自流,减少砂泵的扬送量,节约能耗。
(3)设备规格大型化,减少生产系列及中间环节,提高生产效率,降低单位矿石生产能耗及成本。
(4)尾矿采用厂前浓缩就近回水方案,不仅使尾矿实现高浓度节能输送,又避免了大量的水来回用泵扬送,节能效果明显。
(5)选用节能低损耗的电气设备,容量较大的电动机采用软启动器启动,有需要调速设备的电机采用变频器调速控制。
(6)采用自动化程度高的电控系统,提高生产机械运行效率,降低能源损耗。
2.7 主要设计指标
设计指标的选取主要依据选矿试验报告,也参照了国内外类似矿山的生产实践。主要工艺技术指标见表6。
2.8 设计特色
(1)设备选型注重新设备、新技术的应用,关键设备选择国内外先进的系列产品。
(2)碎磨工艺采用国外成熟的半自磨+球磨工艺,配置简单,占地面积小。
(3)铜钼混合精矿精选作业和铜钼分离浮选精选作业用浮选柱替代常规浮选机,运行稳定,维修方便,节省电能及材料消耗,占地面积少。
(4)铜钼硫混合精矿增加浓缩作业,可减少浮选药剂对下段作业的影响;铜钼硫混合精矿浓缩底流再磨,可提高选别指标;铜钼分离作业中,在钼精选Ⅰ后增加再磨作业,此法可提高钼的解离度,降低钼精矿中的铜含量。
(5)矿浆输送易磨损管件选择衬胶钢管、衬胶弯头等,为减少振动旋流器给料泵出口端管道使用耐磨橡胶软管。
(6)在尾矿设施中为节约水资源,提高回水的利用率,同时减少废水的排放量,尾矿采用厂前浓缩就近回水方案及尾矿库回水系统。
3 结语
该矿石的化学成分和矿物组成相对复杂,属于含铜、钼、硫、铁等复杂难选多金属矿,选矿工艺比较复杂,设计难度较大。本设计从矿山实际情况出发,根据矿石性质及选矿试验报告,参照国内外类似矿山生产实践,通过方案比较确定了合理的工艺流程和先进的工艺指标,并采取了相应的节能环保措施,项目的建成投产将为企业和当地带来较好的经济和社会效益。
参考文献
[1]马英强,黄发兰,李晓慢.不同磨矿方式对硫化矿浮选影响的研究现状[J].现代矿业,2015,(3):56-59.
[2]王金玮,刘学军,张晓峰.CCF浮选柱与BF浮选机在钼精选中的差异[J].现代矿业,2011,(5):109-112.
[3]马子龙,翟东民,汤作锟,等.旋流—静态微泡浮选柱在铜钼浮选中的应用[J].金属矿山,2011,(9):192-195.
[4]吕晋芳,童雄.浮选柱在国内金属矿选矿中的研究及应用[J].矿产综合利用,2012,(1):3-5.
金属矿选矿 篇3
1 浮选柱的研究进展
20世纪80年代以来,涌现出了多种新型高效的浮选柱,其中最有代表性的是1987年澳大利亚詹姆森教授发明设计的詹姆森浮选柱。该浮选柱自发明后在选煤厂和选矿厂中得到了广泛的应用。近年来,又出现了多种新颖的浮选柱,这些浮选柱大多是在詹姆森浮选柱的基础上改进而来,推动了浮选柱研制的发展[3]。
按柱体高度划分,浮选柱可分为高柱型和矮柱型。高柱型浮选柱包括加拿大Boutin浮选柱、Flotaire浮选柱、KFP浮选柱等。改进的高柱型浮选柱的优点是产率高、碰撞矿化效率低、矿浆停留时间长、选择性好,不足是单位容积分选效率低,操作维修不方便。矮柱型浮选柱是近年来研究的热点,包括全泡沫浮选柱、旋流浮选柱(美国)、Jameson浮选柱、LHJ浮选柱(北京科技大学)、FCSMC浮选柱等 [4],其优点是设备体积小、浮选效率高,不足是产率低,矿浆停留时间短,矿化不充分。
2 浮选柱在国内金属矿选矿中的研究及其应用
2.1 浮选柱在铜矿选矿中的研究及应用
近年来,随着全球经济持续增长,带动了铜消费量的增加,使铜价直线上升。然而,可供利用的铜资源却日趋紧张,因此,提高铜品位和回收率显的尤为重要。我国有些铜矿山为了达到更好的指标,在浮选作业采用浮选柱代替浮选机,取得了很好的效果。
德兴铜矿属特大型斑岩铜矿,主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、辉钼矿,并伴生有金银等。该厂从加拿大引进了型号为Φ2.4m×10m的CPT浮选柱,代替精选作业一个系列的浮选机,投产一个月后,铜精矿品位提高了4.62%,回收率提高了3.89%[5]。
西南地区某铜矿是我国“八五”期间重点建设的以铜铁为主要金属矿物的大型矿山。该矿铜矿物主要是黄铜矿,其次是斑铜矿,还有微量的铜蓝和孔雀石,铁矿物主要是磁铁矿,脉石主要为黑云母、长石、白云石和石英。翟爱峰等[6]在对该矿进行浮选柱主要工艺条件探索试验后,又进行了浮选柱全流程连续试验,试验期间浮选柱半工业试验与现场浮选机生产的班样指标进行了比较。结果发现,在入选品位略低的条件下,浮选柱半工业试验获得的铜精矿品位比浮选机生产的精矿品位提高近2个百分点。可见,浮选柱一段精选就可以得到比浮选机三段精选更好的指标,充分体现了旋流-静态微泡浮选柱的高选择性、高富集比的优点。
2.2 浮选柱在铅锌矿选矿中的研究及应用
随着我国对铅锌矿资源的大量开采,使得资源日趋减少,在寻找新增资源的同时,当务之急是提高对现有资源的利用水平。因此,在铅锌浮选中出现了高效的浮选柱代替常规浮选机的现象,大大提高了现有资源的利用率。
中国矿业大学采用旋流-静态微泡浮选柱对柴山铅锌矿进行了选矿试验。该矿主要矿物有方铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿等,脉石主要为方解石、白云石等碳酸盐矿物。采用浮选柱,经过一粗一精优先浮铅,一粗一精再浮锌的工艺流程进行了半工业试验,得到品位、回收率分别为62.79%、89.81%的铅精矿和品位为52.24%,回收率为90.46%的锌精矿。与现场相比,铅的品位、回收率分别提高了12.58、0.88个百分点,锌精矿品位、回收率提高了1.98、8.95个百分点[7]。
2.3 浮选柱在黄金选矿中的研究及应用
浮选法对于金矿不仅在易选矿石的处理中发挥作用,而且在难处理矿石中也占有一席之地。在我国大多数中小型选金厂中,浮选法仍是选金的主要方法,而采用浮选柱选金在国外已被成功的应用,我国却应用甚少。
王彩霞等[8]对某金矿进行扩建、改进时,采用机柱联合浮选流程,使金精矿品位提高3g/t,回收率提高0.3%。与原浮选系统相比,因回收率的提高增加的利润每年可达200万元以上。
2.4 浮选柱在铁矿选矿中的研究及应用
随着经济的增长,钢铁的需求量不断扩大,我国面临铁精矿短缺的问题越来越严重。解决这一问题的主要方法是从国外进口钢铁,但这不是永久之计,我国必须提高自身的选矿技术与设备,以提高铁精矿的产量和质量,从而满足需求。目前,浮选柱在铁精矿提质除杂方面已取得显著成就。
李琳等[9]进行了浮选柱反浮选脱除某磁选精矿中硅的试验研究,并与传统的浮选机浮选效果进行了比较。该矿中石英、假象赤铁矿、磁铁矿、赤铁矿含量占90%以上。采用传统浮选机进行一粗一精三扫的开路试验,获得铁精矿品位为67.84%,回收率为63.15%的指标。而采用浮选柱只采用一粗一扫的流程就可得到品位、回收率分别为67.14%、71.52%的合格铁精矿。与传统浮选机效果相比,回收率提高了8.37个百分点。
某铁矿选矿厂生产的磁铁精矿中硫的含量超过0.4%,为了降低精矿中的含硫量,陈天修等人[10]进行了浮选柱脱硫和浮选机脱硫试验。结果发现,采用浮选柱脱硫经过一次分选就可以将硫降至0.084%,而采用常规浮选机经过一粗两精一扫后,精矿中的硫含量仍超过0.2%。由此可见,浮选柱在铁精矿脱硫方面有着重要作用。
2.5 浮选柱在镍矿选矿中的研究及应用
对于贫化严重且嵌布粒度极细的镍矿,现有浮选设备和工艺大多不能满足选矿的需求。因此,镍矿选矿设备也慢慢向高效的浮选柱转化。
金川硫化铜镍矿主要金属矿物有磁黄铁矿(或黄铁矿)、镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿、磁铁矿,主要脉石矿物有蛇纹石、橄榄石、辉石等。马子龙等[11]进行了旋流静态微泡浮选柱可行性研究。结果表明,使用浮选柱进行二段作业的试验,得到含镍4.57%、铜2.21%的镍精矿,作业回收率为62.75%。与生产系统的浮选机二段作业相比,镍品位提高了0.5%,作业回收率提高了3.55%,对于整个生产系统镍、铜回收率分别提高了1.24%、0.99%。
2.6 浮选柱在钼矿选矿中的研究及应用
国内选钼行业的第一台浮选柱是由长沙有色冶金设计研究院和洛阳栾川钼业集团股份有限公司共同研发的,并将其率先应用于钼的粗选和扫选。改用浮选柱做粗、精选后,钼精矿品位和回收率由原来的46.12%、79.79%提高到了49.88%、84.19%,取得了很好的经济效益[12]。
我国西南地区一大型斑岩铜矿床,铜内蕴经济资源量为92万多吨,伴生钼6400多吨,回收价值极大,而从铜钼矿中回收钼的主要环节是铜钼分离。常规的分离方法存在钼回收率低,流程复杂等问题。针对这一问题,中国矿业大学对该地区的铜钼混合精矿进行了分离试验研究。在钼品位为0.171%的条件下,经过旋流-静态微泡浮选柱粗选,精矿再磨,三段柱精选的闭路流程,获得品位、回收率分别为47.51%、72.07%的钼精矿,且铜金属基本没有损失。与常规浮选相比,大大缩短了选别流程,并获得了较好的指标[13]。
河南省三门峡市某钼矿具有氧化程度高、易泥化、矿物嵌布粒度细等特点,是一种难处理矿石,生产指标一直不佳。刘亮等[14]采用旋流静态微泡浮选柱对该矿进行了精选试验研究。结果表明,采用浮选柱两段精选作业代替浮选机八段精选作业,可以得到精矿品位为26.16%的钼精矿,较浮选机生产的精矿品位提高了8个百分点。
2.7 浮选柱在金属矿尾矿选矿中的研究及应用
尾矿堆存不仅占用了土地,造成资源的浪费,而且给环境带来了污染。目前,尾矿回收多采用常规浮选法、磁选法和重选法,并取得了较好的效果。但由于尾矿中有一部分矿粒级很细,通过常规方法不能达到很好的回收效果。因此,最近几年很多高校和研究院开展了采用浮选柱回收尾矿中有价金属的研究,并取得了一定的成效。
中国矿业大学与福建某铅锌选矿厂合作,采用专利技术制造出了一种自吸式充气浮选柱,用于从铅锌尾矿中回收锌,并取得了满意的效果。该厂排放的尾矿细度为-200目约85%,锌品位为1.8%左右,只加2#油进行浮选,锌精矿品位就可达9%左右。由此可见,浮选柱的广泛应用提高了资源的利用率,为社会创造了很大的财富[15]。
金川镍矿现有数千万吨的尾矿堆存于尾矿库,这部分尾矿有着潜在的经济价值,如果将其合理回收,不仅可以解决金川公司原料不足的问题,而且对于二次资源的利用有着战略性意义。马子龙等[16]采用旋流静态微泡浮选柱对该尾矿进行了试验研究。结果表明,采用此浮选柱,在分级再磨一次粗选、三次精选的条件下,可从尾矿中获得品位、回收率分别为3.763%、12.53%的镍和品位为2.351%、回收率为6.64%的铜。
某公司选厂处理的洛阳栾川钼业集团选矿二公司的浮钼尾矿,该尾矿中钨的含量为0.14%,矿浆浓度约为30%。通过试验将浮选柱粗选与常规浮选机粗扫选的指标进行对比。结果表明,采用浮选柱获得的精矿品位平均为1.11%,比浮选机获得的品位高了约5个百分点,而回收率提高了20个百分点[12]。
针对湖南安化湘安钨业公司白钨浮选尾矿中微细粒级在常规浮选机处理后不能得到有效选别的特点,黄光耀等[17]利用微泡技术开发了CMPT微泡浮选柱,通过工业试验获得精矿品位为24.52%、回收率为43.41%的良好指标。
3 结 论
1.由于浮选柱具有占地面积小、成本低、可高度自动化、基建投资少、精矿质量高等优点,不仅在国内选煤行业中得到了大量的应用,而且在金属行业中的应用也日益广泛。
金属矿选矿 篇4
关键词：锂云母,脱泥,浮选
铷没有单纯的铷矿物,常在锂云母、黑云、锂辉石,硼铯铷矿中少量存在。锂云母中铷含量可达3.75%,是提取铷的主要矿源。光卤石中铷含量虽然不高,但储量很大。海水中含铷约0.121g/t,很多矿泉水、盐湖卤水中也含有较多的铷。据统计,约65%的铷是从花岗伟晶岩中开采的,大约25%采自光卤石和盐类矿床。用锂云母生产铷时,一般采用氯锡酸盐法、铁氯化物、BAMBP萃取法。对于铷铯含量低的液体矿物,如海水、盐湖卤水、工业母液,一般采用吸附法和萃取法。
甘肃某铷多金属矿,样品中主要矿物成分简单,以长石、石英、云母为主,其中长石含量最高约占矿物总量60.6%,其次为石英,占29.9%。矿物中铌、钽主要以铌钽矿物铁铌锰矿、钽铁铌锰矿、铌铁钽锰矿形式存在;铷主要以类质同象形式分布于钾长石、锂云母中,钾长石平均含铷0.47%,锂云母平均含
铷0.81%。铷在钾长石中分布率占64.92%,其次分布于锂云母中,铷在锂云母中的分布率占29.75%。
通过对甘肃某铷多金属矿原矿性质与原矿物质组成研究知,矿石中铷、锂、铍、铌、钽等有价元素均具有回收利用价值,本文主要针对锂云母回收利用展开浮选试验研究。而对矿石中锂、铍、铌、钽等其他有价元素的回收利用,本文暂不作研究。铷主要赋存于锂云母和长石中,石英中不含铷。鉴于该矿石云母嵌布粒度范围广,嵌布关系复杂,重选难以回收的特点,本试验研究确定采用浮选回收云母。
1 矿石性质
1.1 原矿化学多项分析
试验矿样来自甘肃瓜州某地,化学多项分析结果见表1。
1.2 矿石矿物成分
试验样品矿物组成及相对含量见表2。
1.3 原矿粒度筛析及化学简项分析
为明确元素在原矿各粒级中的分布情况,选择合理试验流程方案。对原矿进行了粒度筛析和化学简项分析,其筛析和化学简项分析结果见表3。
从表3可看到,由表3可以看出各粒级产品Rb2O品位比较接近,无明显富集现象。
2 选矿试验研究
2.1 选矿工艺流程的确定
根据原矿性质与原矿物质组成,铷主要赋存于锂云母和长石中,石英中不含铷。鉴于该矿石云母嵌布粒度范围广,嵌布关系复杂,重选难以回收的特点,本试验研究确定采用浮选回收云母。本项目试验矿样铷的载体矿物经初步研究确定为锂云母和含铷长石类矿物,选矿回收铷,一是选出铷的载体矿物锂云母;再就是选出铷的载体矿物含铷长石类矿物,本研究只针对锂云母回收展开浮选试验研究。非金属矿浮选时,使用的氧化矿捕收剂对矿泥很敏感,但脱泥会损失一部分有价金属。本试验探索阶段,尝试了不进行脱泥直接浮选,浮选效果较差。因此采用磨矿-脱泥-浮选工艺回收锂云母,分别从磨矿粒度、捕收剂选择、捕收剂用量、调整剂用量进行条件试验,在确定最佳条件基础上,开展综合条件试验。
2.2 浮选锂云母试验
依据该矿的矿石性质特点,进行了选矿工艺流程选择确定试验研究,以锂云母精矿中Rb2O品位作为衡量云母纯度的指标,以锂云母中Rb2O回收率来衡量云母回收指标。
2.2.1 磨矿粒度试验
为考察磨矿粒度对云母粗选试验结果的影响,进行磨矿粒度试验,本试验采用添加分散剂重力沉降方法进行脱泥,浮选所用设备为XFD1L单槽浮选机,采用硫酸作为矿浆p H值调整剂,胺类药剂作为云母浮选捕收剂。云母粗选磨矿粒度浮选试验流程见图1,试验结果见表4。
表4结果表明:磨矿细度对云母浮选指标影响较大,随着磨矿粒度变细,云母精矿产率减小,Rb2O品位先升高,后降低;云母精矿Rb2O回收率先升高,后降低。随着磨矿粒度变细,矿泥产率稳步上升,Rb2O品位几乎不变,损失于矿泥中的铷随粒度变细而升高。磨矿粒度变细,提高了云母解离度,云母精矿Rb2O品位升高,磨矿粒度继续变细,矿泥含量增大,云母精矿中夹杂微细粒级杂质增多,云母精矿Rb2O品位反而下降。磨矿粒度过大,矿泥产率增加,铷损失率增大,综合考虑云母精矿Rb2O品位和回收率,确定粗选磨矿粒度60%~65%为宜。
2.2.2 捕收剂种类试验
大量研究证明用混合胺、醚胺浮选锂云母,温度影响甚小,但对矿泥比较敏感。胺类捕收剂浮选锂云母,一般都要采用预先脱泥。若以阴离子捕收剂浮选锂云母,一般采用预先脱泥,加混合捕收剂进行多段浮选,所得精矿的技术指标均低于用阳离子捕收剂。本研究通过试验结果证明,采用阴离子捕收剂选别云母,选矿指标较差,故确定以混合胺、醚胺、十二胺和复配胺类捕收剂进行对比试验,遴选出最佳云母捕收剂,试验结果见表5。
由表5的试验结果可知,混合胺和十二胺浮选云母精矿Rb2O品位较低,因为阳离子捕收剂浮选云母,优点是自带起泡性能,但本研究浮选物料中细粒级矿物含量高,矿泥干扰浮选,浮选泡沫过于丰富,反而影响浮选效果,造成云母精矿中夹带矿泥含量高,云母精矿Rb2O品位低;醚胺浮选效果较好,但醚胺价格较贵。根据阳离子捕收剂浮选泡沫过多,泡沫发粘这一特点,通过反复多次试验,采用几种胺类组合,并添加一种阳离子体系消泡剂复配成一种胺类捕收剂,可一定程度降低浮选泡沫粘度,减弱阳离子捕收剂浮选泡沫过多对浮选效果的影响,减少了云母精矿矿泥及其他杂质的夹带,云母精矿Rb2O品位和回收率指标最优。
2.2.3 捕收剂用量试验
捕收剂用量的多少,决定了云母产率和云母精矿Rb2O品位和回收率,固定其他条件,进行云母捕收剂用量试验,试验结果见表6。
由表6可知,随着云母浮选捕收剂用量的增加,浮选云母精矿产率增加,云母精矿Rb2O品位降低,当捕收剂用量在200 g/t左右时,选矿指标最好。此时,云母精矿产率为6.44%,云母精矿Rb2O品位为0.64%,此时分布于云母精矿中的Rb2O为28.27%。
2.2.4 硫酸用量试验
云母浮选时矿浆p H值是一重要影响因素,云母和长石及石英分离p H值范围很窄,p H值过低云母回收率低,p H值过高一部分易浮长石会进入云母泡沫而降低云母纯度。本试验以硫酸作为矿浆的p H值调整剂,进行云母粗选硫酸用量试验,试验结果见表7。
由表7可知,随着云母浮选硫酸用量的增加,浮选云母精矿产率增加,云母精矿Rb2O品位降低,当硫酸用量在5000 g/t左右时(p H≈2~2.5),选矿指标最好。此时,云母精矿产率为6.23%,云母精矿Rb2O品位为0.65%,此时分布于云母精矿中的Rb2O为28.63%。
2.3 综合条件试验
根据条件试验得到的较佳条件,进行云母浮选综合条件试验,综合试验条件:磨矿细度为-0.074mm±65%,硫酸用量为5000 g/t,捕收剂用量在200g/t。经对条件试验浮选云母精矿和浮选尾矿进行显微镜下产品检查发现,云母精矿中夹杂一些长石和石英,降低了云母精矿Rb2O品位;浮选尾矿中残留了一些细粒级云母。因此,云母浮选综合条件试验增加一次精选和扫选,精选和扫选适量添加H2SO4,确保矿浆p H值在2~2.5,扫选捕收剂用量为粗选捕收剂用量的1/3,约65 g/t。试验流程见图2,试验结果见表8。
由表8可看到,云母浮选综合条件试验通过增加一次精选和扫选,云母精矿产率较条件试验略有下降,云母精矿Rb2O品位可达到0.75%,分布于云母精矿中的Rb2O为28.31%。实际选矿回收率接近铷在锂云母中的分布率29.75%,表明锂云母选矿回收率高。
3 结论
(1)矿石工艺矿物学研究表明,该矿的主要矿物为锂云母、钾长石、钠长石和石英,含量分别约为4%~5%、24%、45%、25%。少量的绿帘石和锰铝榴石,微量的磷灰石、锰的氧化物和高岭石。铷主要赋存在锂云母和钾长石中。
(2)本试验研究在原矿Rb2O品位为0.139%,采用原矿磨矿(-200目±65%)-脱泥-浮选的工艺流程,在综合条件试验最佳条件下:捕收剂用量200 g/t;硫酸用量粗选5000 g/t,扫选和精选分别为1000 g/t;获得的云母精矿产率为5.10%,Rb2O品位0.75%,,Rb2O回收率为28.31%。
参考文献
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金属矿选矿 篇5
泡沫浮选是我国目前应用最为普遍的铅锌选矿富集处理技术，由于技术的特性所致，在药剂制备、磨矿作业、分类浮选作业中都需要消耗大量的水资源。据统计，浮选法提炼1t铅锌精矿需使用4t～6t清洁水，这也让铅锌浮选工业成为重耗水产业。随着我国经济的高速发展，日益紧迫的淡水资源与工业增长需求已形成尖锐的矛盾，高耗水量也成为制约我国矿业生产的严重瓶颈条件。
由高耗水引发的不仅是对水资源的威胁，伴随而来的还有巨大的浮选废水的产生。在铅锌矿的浮选工艺中，由于矿物组成的复杂性，造成了大量化学药剂如选矿剂、抑制剂和分散剂等的使用，这些药剂汇合残余的重金属离子形成了含有机和无机污染成分复杂的浮选废水。因此，传统的处理技术面临着如水力停留时间长、冲击负荷高和有机物去除效率低等一系列棘手问题。随着我国对环境问题认识日益加深，特别是对高污染行业的排放标准正在逐渐提高，铅锌行业废水处理成本面临着巨大的挑战。据统计，目前铅锌矿浮选废水的处理成本通常为2.2元/t左右，而随着废水排放指标的不断提高，企业需要更大的环保投入才可以满足废水的达标排放标准，这也将大大提高企业的生产运行成本。
在此形势下，国内对铅锌矿废水处理的重视程度大幅提高，针对废水处理中的节水工艺与重金属的低成本高效处理已被广泛研究。从浮选工艺的角度来看，源头上减少水的用量、增加水的重复循环利用效率是降低水成本、减少废水产生量的最佳手段。如何提高水的利用效率已成为解决本行业废水重污染问题的源头对策。另一方面，对于最终进入到废水处理厂的浮选废水，重金属离子的高效、低成本去除技术成为末端治理的重要改进方面。因此，源头的节水技术与末端的高效处理已成为目前公认的改善浮选废水治理的两大途径。本文针对这两方面的内容，在综述了目前最新的技术研究现状基础之上，对未来治理铅锌矿浮选废水的技术进行了探讨与展望。
2 铅锌矿浮选废水的节水处理
目前，我国所采用的铅锌矿浮选技术主要为：“先铅后锌、先硫后氧”的技术思路。由于我国的铅锌矿物中，硫化物与氧化通常伴生存在，因此浮选过程需要使用复杂的化学药剂，并通过多步的浮选工艺才能实现各种矿物的富集提炼。这一过程使得最终的废水中混合有多步反应所使用残余药剂成分，废水成分的复杂造成了处理工艺设计运行困难。为了解决浮选废水成分复杂的特点，研究人员尝试了分段回用不同浮选工艺废水的思路，通过废水的充分回用，使得总耗水量和总废水量有效降低，并且还避免了废水的无序混合，降低了废水成分的复杂性，大幅降低了废水的处理难度和成本。
惠世和等[1]对铅锌矿复杂废水进行了分段回用的处理研究，其总体设计思路为针对各浮选单元的工艺特征，利用具有相同性质的选矿水进行回用，分段处理各浮选工艺的选矿水并进行回用。其废水分段直接回用试验结果表明：硫化锌精矿水可以直接回用与本工艺，其对锌回收率没有显著影响；精矿品味略有下降，但该作用的活化剂和捕收剂用量也略有下降；氧化铅尾矿浓缩水回用氧化铅浮选作业，硫化剂和起泡剂的用量明显下降，硫化剂由原来的2.1 kg/t下降到1.8 kg/t，选矿指标没有明显影响。其两年的运行结果证明：选矿厂大循环中用水单耗（薪水+经处理的回水）由5.86 m3/t下降到3.57 m3/t。进入废水处理站的水由458 m3/h下降到275 m3/h。废水处理站的生产超负荷现象彻底消除（设计处理能力400 m3/h），处理站出水指标稳定，废水处理成本显著降低。
陈代雄等[2]采取“混凝沉淀—酸碱中和-氧化-澄清”的废水处理工艺，对复杂铅锌矿废水进行了处理，并进行了回用水和清水的对比试验。闭路试验结果表明：处理后的废水可以全部回用，经过选矿药剂制度微调，净化水与新鲜水获得的选矿指标基本接近，净化水完全可以100%回用。同时，其氧化工艺中所采用的Ca(Cl O)2和Cl O2都能进一步降低废水中残余的难降解有机物，降低废水起泡性能。处理同样量的废水，Cl O2的投加量小于Ca(ClO)2的投加量，Cl O2的氧化能力强于Ca(ClO)2,Cl O2还可以有效降低废水中Pb2+、Fe2+、Mn2+的含量。
3 铅锌选矿废水中重金属的高效去除
以上介绍了铅锌矿浮选过程中的节水技术，其可以在根本上降低废水的产生量和废水的处理难度。在铅锌矿废水中，重金属离子毫无疑问是构成污染物的主体成分，随着2010年《铅、锌工业污染物排放标准》(GB25466—2010)的颁布实施，对选矿废水处理后达标排放提出了更高的要求，高效低成本去除技术成为目前行业发展的急迫需求。
我国20世纪90年代前一般采用选矿废水与尾砂一起输送到尾矿库，在尾矿库内澄清、沉积和氧化自净后回用于生产，但根据相关研究表明，如铅锌选矿废水不经相应的处理直接进行回收利用，不仅仅会影响选矿的效果，而且还会使选矿水中的重金属产生富集现象。
目前国内外处理铅锌选矿废水的方法有絮凝沉降法、氧化法、吸附法、生物法、电化学法、膜分离法等。与其它方法相比，絮凝沉淀具有流程简单、操作方便、运行费用相对较低等优点，是目前我国处理铅锌废水最主要的方法之一。
4 国内外铅锌选矿废水处理新方法
4.1 近年来电解法得到了迅速发展，研究人员对铁屑内电解进行了深入研究，利用铁屑内电解原理研制的动态废水处理装置对重金属离子有很好的去除效果。
4.2 美国、日本等国家对生物絮凝剂进行了大量的研究，已取得初步的研究成果，但我国在此方面的研究尚处于实验室阶段。
4.3 国内外研究者在寻找和培育重金属超富集植物上进行了大量的探索与研究工作，发现了许多重金属超富集植物。作为一种新的污染治理技术，植物修复技术已经被证明具有极大的潜力和市场前景，但目前植物修复技术大多停留于实验室模拟研究阶段，从实验室走向产业化应用还需时日。
5 结语
铅锌矿采矿废水的复杂特性要求处理过程需要针对不同工段的水质特征进行具体设计。相比传统的将全部废水汇总处理的思路，分段废水出来的方法可以大幅降低废水成分的复杂性，减少废水总污染负荷，有效提高废水的处理效率并降低废水的处理成本。经分段处理的废水被证实可以完全替代清洁水进行重复浮选作业，这一循环用水的思路可以大幅提高水的利用效率并降低总废水的产生量。在铅锌矿选矿废水的末端处理方面，化学法、物理法和生物法是目前被广泛采用的技术，各种新型廉价材料的问世可以大幅降低重金属废水的处理成本。
参考文献
[1]惠世和,张林友,高连启,李崇德.某铅锌混合矿选矿废水分段回用研究与应用[J].有色金属:选矿部分,2011(5):24-26.