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矿业工程第8卷第1期30MiningEngineering2010年2月云南某地难选氧化铜矿选矿试验研究孙玉秀周平庄故章韩江峰(昆明理工大学国土资源工程学院,云南昆明650093)摘要:针对云南某地难选氧化铜矿进行硫化浮选、离析浮选、硫酸浸出和氨浸等试验研究,最终确定适宜的选矿方案为硫酸浸出。关键词:难选氧化铜;浮选;酸浸;氨浸中图分类号:TD952文献标识码:A文章编号:1671—8550(2010)01一OO3O—O3氧化铜的形式存在,从而考虑对原矿进行硫化浮选、离析一0引言浮选、酸浸、氨浸4种试验研究。氧化铜矿是我国铜矿资源的重要组成部分,储量较丰1矿石性质富。氧化铜矿一般见于矿床上部的氧化带,其矿物组成、结构构造较复杂,一般较硫化铜矿难选,处理方法比较复矿石分别为疏松块矿及粉矿。矿石粒度不一,最大粒杂,除浮选外,有时还必须采用联合流程或化学方法处理,度为40mm,且量少易碎。矿石颜色多呈泥土色,有的呈才能获得较好的技术指标。选矿成本也较硫化矿高,因此灰白色。由矿石表面性质可看出,矿石风化严重,含泥量寻求技术上可行、经济上合理的氧化铜矿处理方法,是当高。代选矿技术的重大课题之一L】]。该矿中有价金属铜主要以1.1化学多元素分析(见表1)表1原矿化学多元素分析结果(%)1.2铜物相分析《见表2)化钠类药剂抑制其中硫化铜矿物,采取多段多点添加,控制矿浆中硫化钠的浓度。捕收剂多用高级黄药,有时添加表2铜物相分析结果适量黑药、羟酸类等药剂可加强氧化铜矿物的回收。在难选氧化铜矿浮选时,用多硫化钠活化浮选的研究结果表明,多硫化钠可使孔雀石的可浮性大幅度提高,且可浮性随多硫化钠含硫份数的增加而增强[2]。由表1、Z分析可知,该矿石为氧化铜矿。铜品位为该硫化一浮选试验所用的硫化剂为NaS,同时针对硫1.71,为主要回收金属。化矿采用硫酸铜进行活化。在磨矿细度分别为一O.074mm1.3主要矿物组成占5O,一0.074mm占75,一0.074mm占95的条件该矿主要铜矿物为孔雀石、绿铜矿等,其他金属矿物下,试验流程如图1,试验结果见表3。为褐铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿等,脉石矿物主要为白云母试验结果表明,采用硫化浮选法处理该类型的氧化铜和斜长石。矿在3种细度条件下获得铜精矿品位均较低,仅约1.55,2选矿试验远远达不到工业利用价值;硫化浮选难以富集原矿中的氧化铜矿;因此该氧化铜矿不能用硫化浮选法处理。2.1硫化-浮选探索试验浮选效果不好的原因:1)使用硫化钠作为硫化剂的效硫化一浮选法即是用硫或硫化钠、硫化氢钠等做氧化铜果不好,从而影响捕收剂效果;另外,当硫化钠浓度过高矿物(孔雀石,蓝铜矿等)硫化剂的处理方法。为防止硫时会呈现出拟制作用,因为溶液中过剩的HS-离子不仅对硫化矿起抑制作用,而且对氧化矿也起抑制作用;2)针对收稿日期:2OO9一O8—19氧化率高的矿石使用丁黄药作为捕收剂浮选效果不好;另作者简介:孙玉秀(1984一),女,河北省海兴县人,昆明理工大学,矿物加工工程硕士研究生,研究方向:资源综合利用。外,丁黄药捕收作用的最佳pH值约为9~10,而选别过程 ~010年第1期孙玉秀等云南某地难选氧化铜矿选矿试验研究31的pH约为8,这可能成为影响浮选效果的一种因素;3)质量变化;加入试样中的炭粉和氯化钠都参于反应被消原矿中所含的矿泥含量过高,不仅消耗了大量的药剂,而耗)。10和15分钟离析后的产物为红色,可能是离析的时且影响到矿浆的粘度等,从而影响浮选的效果。间不够;其他时间的离析产物均为黑色,产物颜色深度随离析的时间增长而加深。--·50og2.2.2浮选试验o磨矿从浮选过程来看,离析时间1O和15分钟两个样品的2×2’丁黄药100~t2×1’2油浮选效果明显不好,泡沫粒度、粘度及充气时泡沫的含量2t硫酸铜100#t都不及离析时间长的效果好。从泡沫的颜色可以粗略的看2一丁黄药50#t硫1、硫21’#油出泡沫所携带的矿石含量,从而决定适当的浮选条件,如浮选时间、药剂制度和搅拌强度等。图2明确的反应出离V2硫化钠loo#t硫32丁黄药5O析的最佳时间为35分钟。但当离析时间超过35分钟时,1铜的回收率有降低的趋势。原因可能是离析的时间过长,在离析的过程中铜被直接还原成为铜金属而难浮选,从而氧中尾矿图1浮选探索性试验流程图在一定程度上影响铜的回收率。综上所述,离析浮选对于此类难选氧化铜矿石的回收,表3硫化.浮选探索性试验结果(%)较硫化浮选的效果要好。但是从经济的角度上看,做为工业生产还有待于更好地降低成本。但是可从试验研究的角度出发作为难选氧化铜矿的一种有效地回收方法。1008O6040回20罪0O离析时间/rain图2离析时间与铜回收率的关系该选别过程是主要针对不同的给矿细度进行试验,从2.3酸浸试验研究而也说明了当原矿中的有价金属达到单体解离时,也不能2.3.1硫酸用量试验很好的回收铜。浸出条件:在室温和酸量变化的条件下,给矿粒度相2.2离析.浮选法同(一0.074mm占54.5),搅拌时间为180分钟,浸出离析法是处理难选氧化铜矿石的一种有效方法。它的过程液一固比3:1,搅拌强度相同。另外,在洗涤滤渣的过实质是将粒度适当的矿石、煤粉(还原剂)、食盐(氯化程中,洗涤过程中所用的水量也是相同的(见图3)。剂)按一定配比混合,加热至700℃~800℃,生成铜的氯化物(CuC1和CuC1,前者在高温下极不稳定,分解为乙Cl和CuCI)从矿石中挥发出来,再被碳还原为金属铜,曲{富集于碳粒表面,然后以浮选方法将其与脉石分离L3]。旺甾2.2.1离析试验撂试验采用离析浮选条件:1)温度:750℃;2)氯化铜的浸出率(%)剂:氯化钠用量3(是原矿质量的3%);3)还原剂:炭图3硫酸用量与浸出率的关系粉用量5,细度一0.152mm;4)离析时间1O、15、25、35和45分钟;5)给矿100g,粒度一0.074mm占54,试验结果表明,用酸浸出该矿石回收铜效果明显,铜给矿中含量大约为3,原矿中硫元素的含量0.049O。的浸出率随着硫酸用量的增加而增加。从浸出率和酸耗量原矿中加入3g氯化钠和5g炭粉后混匀,在750℃条件的关系来看,当酸的用量为20g/L时,原矿的浸出率约为下加热1O、l5、25、35和45分钟。离析后试验物料的质73,但当酸的用量增加到140g/L时,原矿的浸出率约达量减少到94~95g,加热时间越长,产物的质量越少;3587。但酸量为140g/L的过滤液明显的可以看出有油脂和45分钟产物的质量相同(试样质量的减少原因:原矿中感,取少量的滤液加入铁粉时,有一气泡产生,可以看出含有大量的碳酸盐矿物,经过反应后转化为CO,使得质当酸的用量为140g/L时酸过量。原因可能是酸本身过量或量减少;另外,原矿中含有一定量的水分,加热过程中使搅拌浸出的时间不够酸的消耗不完全。 32矿业工程第8卷第1期原矿的X衍射结果表明了原矿中含有一定量的硅孔雀2.4氨浸试验研究石,其本身在单独使用硫酸的作用下不能溶解,从而也使该铜矿物为次生铜矿,脉石为碳酸盐,可用常压氨浸。得原矿中铜的浸出率降低。另外,洗涤矿渣的过程中所用常压氨浸即可达到相当高的浸出速度,浸出时间较短,同的水量也会影响铜的溶解,对铜的浸出率也有影响。根据时制取化学精矿和试剂再生工序相当简单。市场经济的状况,该矿用酸浸回收铜的酸量20g/L为宜。试验条件:给矿量相同,粒度一O.074thin占54.5、2.3.2搅拌时间试验固一液比例5:1,所用的混合铵为氨水和碳酸氢铵,用量矿浆固一液比为3:1,酸用量140g/L,磨矿一O.074mm比氨水:碳酸氢铵:I为6:10;Ⅱ为12:2O%;III为占80.82时,搅拌时间对浸出率的影响见图4。15:25。搅拌强度相同,搅拌时间4小时(见表5)。表5氨浸试验结果(%)浸出时间/rain试验结果表明,氨浸效果要比酸浸效果差,浸出渣品位图4浸出时间与浸出率的关系在0.76以上,浸出率在60.O以下。原因可能是由于氨具有试验结果表明,随着浸出时间的增加,铜的浸出率也挥发性,通常试验是在加温加压的条件下进行,而在常温常压增加。浸出率在60到75分钟时,浸出率曲线变化较大;下,氨浸的效果没有酸浸的好。另外,氨水浸出氧化铜时浸出当浸出时间超过9O分钟时,曲线的变化率较小。从经济等的周期较长;浸出时间不足,使得浸出率很低。方面考虑,可认为9O分钟为最佳浸出时间。3结语2.3.3磨矿细度试验矿浆固一液比为3:1,酸用量80kg/L,搅拌时间——原矿铜以氧化矿为主,铜含量为l_71,氧化率为9O分钟,磨矿细度分别为一O.074mm占54.5、80.82、9O.64,结合工艺矿物学研究,该矿为难选氧化铜矿物;93.84、98.76时的试验结果见表4。——该试验从传统的选矿试验出发,采用硫化浮选、离析浮选和浸出等方法对该氧化铜矿石进行处理。其结果表4浸出试验结果(细度变化)可以看出针对这种矿石最佳的处理方法是酸浸。——酸浸。在常温常压条件下,磨矿细度一0.074mm占54.5;浸出所用酸量20g/L;浸出时间9O分钟;最佳固一液比3:1,浸出率为61.1O。——该工艺的主要特点是不需要进行焙烧原矿,不产试验结果表明,磨矿细度对铜的浸出影响不大,细磨生有害气体和烟尘,减少了环境污染,同时设备投入少,后的铜浸出率有所增大,当细度为一O.074mm占8O.82操作简单。时,浸出率为63.12,再减小粒度,铜的浸出率反而下——离析浮选的效果好,但该选矿厂的建设投资较大,降。原因为:当磨矿时间增长时,原矿中铜的单体解离使生产费用也要高出2~3倍,在一般情况下不宜采用。得原矿中影响浸出粒子的数目增加,如钙、镁粒子的增加,参考文献:从而使得在浸出过程中硫酸和钙、镁粒子反应生硫酸钙、[1]张文斌.氧化铜矿浮选研究与实践.中南工业大学出版社,1992(2).硫酸镁等难溶性沉淀,使浸出残渣的质量增加,从而使铜[2]骆兆军等.难选氧化铜矿的多硫化钠硫化浮选研究[J3.的浸出率降低。考虑到经济方面,磨矿细度以一0.074mm《有色金属》(选矿部分),1996(4):9~12.[3]丘继存.现代矿物加工理论与实践(一).冶金工业出版社,占54.5O为宜。19R6.BeneficiationtestresearchofanoxidizedcopperorethatisdifficulttobebeneficiatedSUNYu-xiu,ZHOUPing,ZHUANGGu-zhang,HANJiang-feng(KunmingUniversityofTechnology,Kunming650093,China)Abstract:Testsofvulcanizedflotation,segregationflotation,leachbysulfuricacidandleachbyammoniahavebeendonetoanoxidizedcopperorethatisdifficulttobebeneficiated.Finally,theleachbysulfuricacidisrecognizedasthemosteffec—tivebeneficiationalternative.Keywords:oxidizedcopperore;flotation;leachbyacid;leachbyammonia
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