2009年 新 疆 有 色 金 属 123
阿舍勒铜矿选矿工艺技术改造
万道河 汪庭成 丁亚卓 赵文杰 焦江涛
( 新疆阿舍勒铜业股份有限公司 哈巴河县836700; 东北大学 沈阳110004)
( 山西紫金矿业有限公司 繁峙县034302)
摘 要 介绍了阿舍勒铜矿选矿工艺流程中再磨前新增 22m 浓密机的背景, 以及铜锌分离作业一扫精或一精尾矿进入 22m 浓密
机进行 中矿再磨 的实施效果。实践表明, 一精尾进入 22m 浓密机进行再磨, 磨矿效率、浓细度、单体解离度等均有显著提高。在此基础上, 铜品位平均提高2. 48%, 回收率平均提高了4. 06%。
关键词 中矿再磨 浓细度 单体解离度 品位 回收率
阿舍勒铜矿是一大型黄铁矿型铜锌矿, 选矿厂投产初期日处理量4000t, 2006年经过技术改造, 形成日处理量达4500t 规模。投产初期, 技术指标不稳定, 铜、锌、硫没有实现有效分离和回收。2005年进行搅拌脱药工艺的应用, 铜锌硫分离效果有所提高, 2006年通过浮选柱的 异步优先选铜 和浮选槽的 半优先选铜 的联合应用, 实现了快速浮出优质铜精矿, 提高了铜回收率。通过上述技术改造和实践, 工艺指标有了较大提高, 但, 铜锌分离效果仍然存在一些问题, 产品中互含严重, 铜锌分离作业的精矿和尾矿中铜、锌均难以实现良好分离, 影响选矿指标。
才达到87%, 造成浮选脱砷有一定的困难。
2 选矿工艺流程
2. 1 优化前的工艺流程
1 矿石性质
新疆阿舍勒铜矿属火山喷发 沉积成因的黄铁矿型铜、锌多金属矿床, 其矿石工业类型为铜硫矿石、铜锌硫矿石及硫矿石三种。其中铜硫矿石占矿床中各类铜矿石总储量的65%, 铜锌硫矿石占矿床中各类型铜矿石总量的35%。矿石中主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、砷黝铜矿和少量的方铅矿、辉铜矿以及微量的辉钼矿、斑铜矿、银金矿等。矿石除富含铜外, 还伴生有锌、硫、金、银等有价元素。主要有用矿物黄铜矿、砷黝铜矿和闪锌矿, 嵌布粒度属于微细粒, 金属矿物嵌布粒度细、嵌布关系复杂, 并以微细粒它型结构的致密块状、浸染状为主, 且金属硫化矿物可浮性差异小, 矿物之间分离困难。
从矿物鉴定分析结果得知, 磨矿细度-0. 074mm 占85%时, 大部分硫化物与脉石达到单体解离; 而铜、锌硫化物各自解离, 需磨到-0. 043m m 占
95%。砷黝铜矿粒度更细, 磨到-0. 015mm 解离度
124万道河 汪庭成 丁亚卓 赵文杰 焦江涛:阿舍勒铜矿选矿工艺技术改造增刊1
阿舍勒铜矿某设计选矿工艺流程经过一系列改进和改造后, 实现浮选柱部分优先浮铜+浮选槽快速优先选铜+混合浮选+铜锌分离浮选柱快速浮铜+铜锌分离等结合现场实际的工艺技术改造, 该流程的优点为:
有效地利用铜矿物可浮性差异较大的特点, 快速回收可浮性好的单体铜矿物和富连生体, 得到高品位的铜精矿, 其它部分有用元素也得到回收, 如金、银等。
有用矿物实现了 早收快收 , 为贫铜连生体和其它有用矿物回收创造了条件。
变 抑硫活锌 为 活锌抑硫 , 使闪锌矿得到充分活化, 实现了锌硫的有效分离。
严格控制混选pH 值, 石灰用量大幅度下降, 有利于伴生元素(金、银) 的回收。
该流程的缺点为:
再磨球磨机磨矿浓度低, 旋流器溢流浓细度差。 铜锌分离作业精选浓度过高, 中矿连生体多, 作业负荷大, 分离效率低, 二次富集 和 产品脱杂 效果不明显。铜精 精矿产品含锌高, 尾矿含铜高。2. 2 优化后流程结构
为解决优化前工艺流程缺陷, 根据原矿性质和矿浆特性优化流程结构, 使黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿朝不同方向富集, 通过提高再磨磨矿浓度, 进一步提高铜、锌单体解离度和旋流器溢流浓度, 为铜锌分离作业选铜创造条件。优化后的工艺流程见图2。
提高再磨浓度, 磨矿细度提高, 目的矿物单体解离度增加, 铜锌分离作业入选浓度提高。同时, 铜球球耗降低, 保护磨机衬板, 电耗降低, 达到 增产节支 效果。
高达13%的一精尾矿通过浓密机后, 进入再磨, 降低铜锌分离作业负荷。
在低碱性的环境下, 铜锌分离过程使用的各种药剂量减少, 利于伴生元素金银的回收。并且为锌硫分离创造了条件。
效果。
铜锌分离作业负荷大, 不易稳定操作, 经常出现 跑槽 和 掉槽 现象。
中矿单体解离率差, 铜锌互含严重, 铜精矿产品含锌高, 尾矿含铜高。
为提高了再磨球磨机的磨矿浓度, 提高旋流器给矿浓度, 从而提高旋流器溢流浓度, 决定实施部分中矿通过浓密后进入再磨机, 于是产生新建 22m 浓密机进行中矿浓密后再磨的思路。 22m 浓密机于2007底建成, 2008年3月份调试。结合铜锌分离作业负荷大和中矿单体解离率差的特点, 考虑到一扫精或一精尾中矿量大, 进行了一扫精或一精尾进入 22m 浓密机浓密的工业实践。
3. 2 一扫精与一精尾进入 22m 浓密机浓密后工艺指标对比分析
一扫精和一精尾进入 22m 浓密机浓密后工艺指标见表1。
图2 优化后的工艺流程
3 中矿再磨分析
3. 1 中矿再磨思路的提出
流程考查发现, 现用流程存在如下问题: 混粗精矿进行再磨来进一步实现铜锌分离, 旋流器分级溢流浓度只有35%左右, 铜锌分离作业入选浓度低, 浮选时间不够。精选浓度过高, 而铜尾
,
2009年 新 疆 有 色 金 属表1 浓密后工艺指标
原矿品位
铜精矿品位
Zn 1. 321. 420. 751. 161. 070. 710. 751. 000. 881. 660. 771. 080. 770. 510. 961. 50
Cu 19. 0819. 3519. 2619. 2319. 5820. 4619. 3219. 4619. 7121. 6922. 7820. 7221. 0822. 2621. 7125. 00
Zn 2. 582. 792. 212. 533. 633. 994. 183. 853. 914. 342. 391. 901. 431. 322. 282. 28
锌精矿品位Cu 1. 081. 381. 911. 460. 801. 582. 021. 031. 361. 041. 451. 041. 100. 991. 120. 94
Zn 48. 3851. 0946. 3548. 6450. 6233. 2133. 2247. 2241. 0750. 5250. 0348. 0046. 4152. 7349. 5450. 00
125
尾矿品位Cu 0. 290. 270. 250. 270. 260. 260. 250. 350. 280. 330. 230. 190. 170. 160. 220. 20
Zn 0. 230. 210. 160. 200. 250. 180. 180. 250. 220. 150. 190. 310. 250. 140. 210. 22
回收率(%) Cu 85. 5888. 9988. 2187. 5987. 3088. 1989. 2389. 1888. 4890. 1891. 2591. 2192. 4293. 1991. 6592. 00
Zn 67. 2065. 4453. 0061. 8849. 7526. 9159. 3828. 2041. 0658. 9247. 2458. 1353. 4451. 4553. 8473. 00
考查日期
Cu
08. 01
实施前
08. 0208. 03平均08. 04
一扫精进 22m 浓密机
08. 0508. 0608. 07平均08. 08
一精尾进 22m 浓密机
08. 0908. 1008. 1108. 12平均
设计指标
1. 962. 372. 052. 131. 922. 072. 312. 852. 293. 072. 472. 092. 142. 142. 382. 50
从表1中可以看出, 一扫精进入 22m 浓密机实行中矿再磨, 铜精矿中铜品位和回收率只有轻微变化, 铜回收率维持在88%左右, 而铜精矿含锌品位都在3%以上, 锌在铜精矿中损失高, 致使锌的回收率只有30%左右, 严重影响了锌的回收率。一精尾进入 22m 浓密机实行中矿再磨, 铜精矿品位提高1~3个百分点, 而含锌可控制在2%以下, 尾矿含铜也可控制在0. 2%以下, 铜的回收率提高了2~5个百分点。而且铜精矿含锌降低后, 使锌的回收率可稳定在50%以上。在锌的入选品位只有0. 51%的情况下, 锌精矿品位达52. 73%, 回收率达51. 45%。可见, 一精尾进入 22m 实行中再磨, 提高了铜、锌、硫分离效果, 达到高效收铜锌资源的效果。
3. 3 一精尾进入 22m 浓密机进行中矿再磨优势分析
再磨球磨机磨矿浓度从55%提高到65%, 有效地提高了磨矿细度, 细度由-0. 043mm 占92%变为95%, 溢流浓度由35%提高到45%。磨矿浓度提高后, 保护球磨矿衬板, 延长其使用寿命, 并节约了电耗。
流程考查得知, 一精尾的产率高达13%, 进入 22m 浓密机后, 降低了铜锌分离作业的作业负荷, 精选浓度由原来的40%以上, 降低到25%左右, 有效地加强了精选泡沫的 二次富集 和 产品脱杂 , 从而为铜精矿品位的提高提供了稳定条件。一精尾进入 22m 浓密机后, 使铜锌分离粗选作业时间得到延长, 在粗选作业过程中, 就实现了铜锌硫的有效分离实现了整个闭路流程中的开路流程, 充分利用浮选柱对细粒矿物选别效果好的优点, 加强细粒铜矿物在浮选柱的选别次数和时间, 有利于提高铜的回收率。细粒铜矿物浮起后, 减轻后续铜锌分离作业的压力, 延长整个浮选作业中铜锌硫的分离时间, 保证了铜尾含铜在0. 8%以下的技术指标, 为锌硫分离提供了浮选条件, 使锌精矿品位和回收率都得到很大程度提高。
4 相关流程和设备优化
4. 1 混合粗选 、 的南侧泡沫进入 22m 浓密机考虑到旋流器分级效率有限, 粗粒级会进入溢流, 从而影响浮选指标。让混合粗选 、 的南侧混粗精泡沫进入 22m 浓密机, 增加浓密量, 提高再磨工艺的磨矿浓细度。改造后具有如下优势:
提高和稳定旋流器的给矿浓度, 从而提高和稳定再磨旋流器的溢流浓度; 稳定整个工艺流程的浓细度。
结合再磨旋流器给矿由稳压箱提供, 为上述提供了稳定条件。4. 2 砂泵选型
根据生产情况和流程考查数据, 结合理论计算, 选择6/4D-AH 型号砂泵及配套电机管路。同时考虑到混合精选 、 的南、北两侧泡沫都进 22m 浓密机的可能性, 选择8/6D-AH 型砂泵作为备用泵。
5 结 语
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2009年 新 疆 有 色 金 属 127
从以上对比数据可看出, 在硫酸镍钴浸出液含铁>0. 01g/L 要求后, 在除钴过程中除钴效率普遍低于98%, Ni /Co 较高, 普遍高于1. 6 1要求, 硫酸镍钴浸出液处理量不能达到生产要求量, 同时除钴后液含钴量均达不到0. 01g/L 的工艺要求, 易造成电解镍中含钴量偏高, 生产中黑镍消耗量同比上升。硫酸镍钴浸出液含铁
3+
5 结 论
从以上过程分析及数据对比可以看出, 硫酸镍钴浸出液中铁含量偏高后, 不但降低了除钴效率, 提高了黑镍消耗量, 制约硫酸镍钴浸出液除钴生产量, 不能满足生产要求, 同时提高了生产成本。因此, 在浸出生产过程中应该控制好硫酸镍钴浸出液中铁含量, 这是提高产能, 降低生产成本的关键。
参考文献
1 中国镍钴冶金. 冶金工业出版社, 2000.
2 湿法冶金技术丛书浸出. 冶金工业出版社, 2007.
收稿:2009-02-23
表6 镉的分析结果
样品编号123
10. 3912. 327. 76
10. 4512. 867. 48
10. 5012. 657. 93
9. 9812. 407. 87
(Cd) /10-610. 4912. 457. 31
10. 6112. 387. 12
9. 9612. 947. 83
10. 1112. 117. 91
10. 0612. 587. 14
10. 4512. 917. 65
X 10. 3012. 567. 60
RS D
(%) 2. 372. 444. 62
参考文献
1 田宗平, 李祥东, 田方团, 等. 电解锰中微量铜镉镍锌的示拨波极谱法连续测定 J . 吉首大学学报(自然科学版) , 1999, 20(1) :79~81.
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3 潘文化, 李力, 田宗平. 导数极谱法测定硫酸锰中微量铅 J . 中国锰业, 2005, 23(1) :30~31.
4 钟宁, 向先国. 食品水质中微量锌、锰、铜、铅示波极谱法连续测定 J . 职业卫生与病伤, 2005, 20(3) :181~182.
收稿:2009-06-20
(上接125页)
再磨矿量比以前多30%以上, 磨矿浓度提高10%以上, 有利于解离度不充分的铜锌硫矿物单体解离, 同
时, 使通过铜锌分离作业浮选柱优先优铜的浮选量和选别次数增加, 有利于细粒级铜矿物的回收。
中矿再磨后, 使整个浮选流程得到优化, 浓细度得到改善, 铜回收率提高了2~3个百分点, 锌回收率可稳定在50%以上, 有效提高了资源利用率。同时, 磨矿浓度提高后, 保护衬板, 延长了其使用寿命, 节约电耗和铜球耗量, 达到 增产节支 效果, 该方案提高了资源利用率, 同时经济效率显著。
22m 浓密机溢流水进入一段磨矿, 作为补加水, 避免了回水的大循环, 节约生产成本。再磨旋流器给矿压的稳定, 提高和稳定旋流器的分级效果。
参考文献
1 万玲. 阿舍勒铜矿铜锌硫化矿工艺矿物学与可浮性特征 J . 矿业. 2003. (12) 1:30~33.
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5 北京矿冶研究总院. 新疆阿舍勒铜矿选矿工艺流程进一步优化试验报告 R . 2002. 2.
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收稿:2009-04-01