铜矿石及铜精矿,及浮选尾矿高的原因品位化验误差范围?丫l

云南香格里拉高硫铜矿选矿试验研究--《昆明理工大学》2013年硕士论文
云南香格里拉高硫铜矿选矿试验研究
【摘要】:高硫铜矿石的选别因原矿含硫高、易氧化、矿物可浮性多变,采用单一的优先浮选或混合浮选流程、方式处理往往药剂消耗高,中矿循环量过大,分选效果不好,指标不理想。本论文所研究的高硫铜矿取自云南香格里拉,该原矿矿石为块状结构,矿块中硫化矿物和脉石矿物密切共生,同时伴生有粘土和氧化矿物的矿物集合体,为金属硫化矿矿石。
原矿共有3类,分别取自3个矿点,铜的品位较高,混合矿样品位达到5.73%,部分矿石含铜品位高达8%左右。铜矿物主要以黄铜矿形式存在。矿石中硫含量高,原矿含硫高达16.96%,硫主要以磁黄铁矿形式存在,占原矿30.80%;硫化矿样中金的含量甚微,电子探针微区分析未看到有自然金或金的载体矿物存在,金元素主要稀散地分布在硫化矿物中,富集难度很大。可以看出,该矿石是典型的高硫高铜矿石,矿石选别较困难。
在矿石工艺矿物学研究的基础上,结合原生产现场实际,提出了单一浮选、阶磨阶选、浮重联合、浮磁联合的工艺流程,并对几种流程进行对比试验研究,特别是针对金的回收做了大量的试验。最终试验表明,单一浮选是铜回收的最有效流程。金的回收只能采用载体浮选的方法进行。研究表明,在原矿品位为5.73%时,采用单一浮选流程选别该矿石,可获得铜精矿品位21.43%,铜回收率97.99%,铜精矿中含金1g/t左右,尾矿含铜为0.16%;进一步选别可获得硫精矿。如采用浮磁联合流程,则可获得铜精矿品位21.21%,铜回收率97.46%,铜精矿中含金1g/t左右,尾矿含铜小于0.1%;并同时获得硫精矿,含硫大于35%。
【学位授予单位】:昆明理工大学【学位级别】:硕士【学位授予年份】:2013【分类号】:TD952
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关于江西铜业股份有限公司城门山铜矿一期选厂浮选工艺流程改造工程项目自主环保验收情况的公示
为&优先&混合分步浮选&新工有&优先-步浮选&工艺流程在处理原生矿
后回用于选厂设备冷却用水及除尘用水,一部分通过尾矿库回水管线回于厂区,剩余部分上清液经污水处理站处理达标后,经排江泵房排入长江。厂区污水处理站设有在线监控设备。
②废气:选矿厂产生的废气包括矿石破碎工段破碎、输送产生的粉尘,采用采用湿式除尘机净化破碎粉尘,处理后的粉尘经一根18m高的排气筒排放。
③无组织废气:采用洒水车对矿区道路进行洒水方式减少扬尘。
④噪声:设备安装减震器,并设置隔声间或隔声罩,墙体尽量密封,室内墙体采用吸声材料降低噪声污染。。
⑤固体废物处置:
7、验收检测结果:①废水:外排长江水:pH在6.49~6.78和6.50~6.75之间;悬浮物日均值分别为7mg/L和7mg/L;化学需氧量日均值分别为39mg/L和39mg/L;氟化物日均值分别为0.66mg/L和0.47mg/L;总氮日均值分别为6.04mg/L和6.14mg/L;总磷日均值分别为0.01mg/L和0.01mg/L;氨氮日均值分别为0.662mg/L和0.627mg/L;石油类日均值分别为0.44mg/L和0.44mg/L;总铜日均值分别为0.102mg/L和0.108mg/L;硫化物日均值分别为0.03mg/L和0.03mg/L;总砷日均值分别为0.0024mg/L和0.0026mg/L;总钴日均值分别为0.0057mg/L和0.0060mg/L;总锌、总铅、总镉、总镍和总汞均未检出。
验收监测期间外排长江水17个项目监测结果均满足《铜、镍、钴工业污染物排放标准》(GB)表2中直接排放标准要求。
& ②有组织废气:验收监测期间,一期选矿厂外排废气颗粒物浓度满足《铜、镍、钴工业污染物排放标准》(GB)表5中排放标准要求。
无组织废气:验收监测期间,选矿厂四周无组织废气颗粒物浓度满足《铜、镍、钴工业污染物排放标准》(GB)表6中排放标准要求。
③噪声:验收监测期间,选矿厂四周厂界噪声值满足《工业企业厂界环境噪声排放标准》(GB)3类区标准要求。
{C}{C}项目验收意见
收评审时间:2018年3月23日
江西省天成检测技术有限公司
&&&&&& 2、南昌市青山湖区环保局
&&&&&& 3、江西省地质调查研究院
&&&&&& 4、中国儒林工程技术邮箱公司
&&&&&& 5、环保建设单位:江西铜业股份有限公司城门山铜矿
(2)、验收意见:
验收组经现场检查,认真审阅相关资料,在充分讨论后认为该项目基本落实了环评要求及批复文件中的各项环保措施,在完成验收组提出的相关整改要求的前提下,原则同意该项目废水和废气部分通过竣工环境保护自主验收。
(3)、公示期:20天
(4)、意见反馈渠道:
&&&& 公司名称:江西铜业股份有限公司城门山铜矿
&&&& 联系人:戴汛
&&&& 联系电话:
(5)附件:《建设项目竣工环境保护验收监测报告》
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某铜矿尾矿再选粗精矿选铜试验研究
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低品位铜矿选矿工艺研究
一、矿石性质
某矿为含、硫矿床,矿石类型为次生富集硫化铜矿。属矿物含量占5.9%,主要有用金属矿物为黄矿、蓝辉铜矿-辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿-块硫砷铜矿以及少量至微量的硫铁铜矿、(砷)黝铜矿、黄铜矿、斑铜矿、蓝铜矿等。铜矿物中蓝辉铜矿占矿物总量的0.8%,硫砷铜矿及铜蓝占0.2%。黄铁矿是主要的硫矿物,占4.9%。脉石矿物主要是,含量占53.8%,其次有35.2%的和地开石,以及11%的黏土矿物等。原矿多元素化学分析结果见表1。
表1& 原矿多元素化学分析结果
由表1可见,矿石中主要有价组分为铜、硫及伴生有益组分金、、、、锡等,有害元素为砷。砷主要赋存在硫砷铜矿中。除铜、硫外其余几种元素含量均未达到可供综合评价的含量标准。原矿含铜0.58%,属低品位铜矿。伴生的少量金可富集于铜精矿中,不必单独回收。
矿石中矿物以粗粒嵌布为主,其中主要铜矿物的工艺粒度+0.074mm达85%以上。黄铁矿粒径0.01~0.60mm,以0.08~0.40mm居多,破碎至-2mm时75%左右的黄铁矿已单体解离。原矿磨至细度-74m含量占60%~70%时,各种金属矿物的单体解离度均在85%以上;但有部分铜矿物分布于黄铁矿粒间、裂隙中与黄铁矿包含或连生,或呈星散状分布在脉石矿物间,与脉石矿物连生。这部分铜硫矿物关系复杂,粗磨条件下难以单体解离,造成分离困难,因此考虑适当细磨或混合精矿再磨后分离。
铜的物相分析结果见表2。
表2& 原矿中铜化学物相分析结果
二、选别工艺流程的确定
硫化铜作为铜的主要矿物,浮选是其主要的方法。根据矿石性质,本试验研究的主要目的是选铜,在铜精矿中伴生回收金,经济可行时综合回收硫。其余有用组分的回收暂不考虑。由于原矿中的主要铜矿物为蓝辉铜矿,可浮性很好,且嵌布粒度较粗,因此,通过探索试验结合矿石工艺矿物学研究结果,确定采用一段粗磨后闪速浮选部分铜、铜硫混选后再磨分选工艺,在铜矿物基本达到单体解离条件下,闪速浮出高品位易选铜矿物,减少铜矿物在中矿循环中造成的损失;剩余较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选,经再磨使铜硫充分解离后再分选。
三、选矿试验
(一)一段粗磨丢尾
矿石中金属矿物嵌布粒度较粗,易于单体解离不同磨矿细度的试验结果见表3,试验流程参见图l。结果表明,磨矿粒度在-74μm含量占50%~87%之间变化时,尾矿中铜的损失率都较低,且变化不大;当原矿磨至-74μm含量占51%时,尾矿中铜的品位为0.024%,损失率只占2.66%,完全可以作为合格尾矿丢弃。因此,一段磨矿采用粗磨(细度-74μm含量占5l%)即可抛除尾矿。
表3& 磨矿细度试验结果
磨矿细度/-74μm
图1& 铜粗选条件试验流程
(2)闪速浮出易浮高品位铜矿物
矿石中蓝辉铜矿为主要含铜矿物,占总铜含量的70%以上,此外还含有部分含砷铜矿物。一般来说,蓝辉铜矿与硫砷铜矿可浮性好,易上浮,这部分可浮性较好的矿物只需添加少量选择性强的,在极短浮选时间内即可选出高质量的一步铜精矿。闪速浮选方案与常规选铜方案相比(见表4),所获铜精矿铜回收率相近,但铜品位较高。
表4 &闪速浮选方案与常规选铜方案指标对比
闪速浮选铜
常规浮选铜
(三)浮选工艺条件
1、粗选适宜的pH值
原矿中含有大量黄铁矿,因此采用石灰作为矿浆pH值调整剂,同时在磨矿过程中添加石灰还可以较好地抑制黄铁矿。石灰用量的多少对浮铜指标有较大影响,不同石灰添加量对浮铜粗选试验的影响如图2所示,试验流程参见图l。随石灰添加量的增加,铜粗精矿品位及回收率均逐渐增高,铜粗精矿品位则先逐渐升高,至1500g/t以后降低,选择石灰适宜用量为g/t。
图2& 石灰用量试验结果
&&& 2、浮铜捕收剂种类及用量试验
闪速浮铜,铜矿物捕收剂的选择非常重要。本试验考察了黄药、Z-200、乙硫氮、SP、黄药/丁基铵黑药等铜捕收剂的选择性,进行了捕收剂的筛选试验。试验结果见表5,试验流程参见图1。结果表明,SP具有较好的浮选效果,其铜品位和回收率均较高。随着其用量的增加,铜回收率随之增加,但品位亦随之下降。适宜的捕收剂用量为10g/t左右。SP捕收剂用量试验结果如图3所示。
表5& 铜捕收剂选择试验结果
捕收剂各类与用量/(g·t-1)
丁基黄药20
丁基黄药∶丁基铵黑药20∶5
图3& 捕收剂SP用量试验结果
3、铜硫混合浮选捕收剂试验
铜硫混浮在弱碱性介质中进行。丁基黄药在弱碱性介质中对黄铁矿有较强的捕收能力,作为铜硫矿物的捕收剂,考虑选用混合捕收剂。试验条件:将闪速浮铜后的尾矿作为给矿,为抑制脉石矿物的夹带上浮,捕收剂前添加适量的水玻璃,进行不同比例混合捕收剂用量条件试验。铜硫混浮捕收剂用量试验结果见表6。试验结果表明,丁基黄药与丁基铵黑药混用,其适宜比例为丁基铵黑药∶丁基黄药=l∶2。组合捕收剂适宜的用量为丁基铵黑药、丁基黄药分别为15、30g/t。
表6& 铜硫混浮捕收剂用量试验结果
捕收剂用量/(g·t-1)
铜作业回收率
丁基铵黑药10
丁基铵黑药20
丁基铵黑药∶丁基黄药7.5∶15
丁基铵黑药∶丁基黄药10∶20
丁基铵黑药∶丁基黄药10∶5
丁基铵黑药∶丁基黄药15∶7.5
丁基铵黑药∶丁基黄药10∶10
丁基铵黑药∶丁基黄药15∶15
4、铜硫分离试验
石灰是铜硫分离中有效而廉价的抑制剂。由于部分铜矿物与黄铁矿关系密切,粗磨条件下难以单体解离,须通过再磨使金属矿物进一步解离,为铜硫分离创造条件。同时再磨还可脱除矿物表面吸附的残余药剂,出现新鲜的矿物表面,有利于CaO对黄铁矿的充分抑制,从而提高铜硫分离效果。试验条件:将铜硫混浮精矿作为给矿,进行再磨与不再磨,及添加不同抑制剂等条件试验。铜硫分离试验结果见表7。试验结果表明,对混合精矿进行再磨并同时添加以石灰为主的抑制剂,铜粗精矿的品位和回收率都有明显提高,硫粗精矿的回收率也有所提高。由此可见,再磨可以明显改善铜硫分离效果。由表7结果可知在磨机中添加石灰800g/t和亚硫酸钠200g/t后铜硫分离指标略佳,综合考虑,选择铜硫分离作业条件为再磨细度-74μm95%,同时在磨机中添加石灰l000g/t。
表7 &铜硫分离试验结果
铜作业回收率
硫作业回收率
石灰800g/t
再磨细度-74μm95%石灰1000g/t(加入磨机)
再磨细度-74μm95%,石灰800+漂白粉200g/t& (加入磨机)
再磨细度-74μm95%,石灰800+亚硫酸钠200g/t(加入磨机)
表8& 小型闭路试验结果
图4& 闭路试验工艺流程
&&& 四、结语
&&& (一)本试验研究紧密结合矿石特性,使用简单的SP-石灰工艺,在低捕收剂用量情况下,采用粗磨抛尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选工艺,选别低品位铜矿,获得了良好的选矿指标。
(二)在较粗磨矿细度下应用对铜选择性好的捕收剂SP,闪速浮选出部分已单体解离、可浮性好的铜矿物,减少铜矿物在中矿循环造成的损失,有利于铜的回收。
(三)本试验研究结果可作为经济开发该低品位铜矿的技术依据。
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