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      銅粗精礦的提質增效試驗研究

      2021-02-23 05:22:12宋寶旭姜效軍謝冬冬
      中國礦業(yè) 2021年2期
      關鍵詞:銅精礦鉛鋅原礦

      崔 波,宋寶旭,姜效軍,侯 英,謝冬冬

      (遼寧科技大學礦業(yè)工程學院,遼寧 鞍山 114051)

      國內外針對銅精礦中的鉛鋅超標難題,或者在銅浮選時強化對鉛鋅礦物的抑制,或者在銅粗精礦處新增抑銅浮選鉛鋅作業(yè)。當原礦鉛鋅品位達到綜合利用標準時,普遍采用第一種方法,常用的鉛抑制劑包括重鉻酸鉀[1]、亞硫酸鹽[2]、焦亞硫酸[3]、羧甲基纖維素[4]、磷酸鹽[5]等,鋅礦物抑制劑包括硫酸鋅、亞硫酸鈉等;當原礦鉛鋅品位達不到綜合利用標準時,普遍采用第二種方法,但由于銅粗精礦中鉛鋅礦物與捕收劑作用,使銅鉛鋅礦物本就相近的可浮選性更難解決,因此在銅粗精礦分離前需要新增脫藥作業(yè)[6]。此外,如何在浮選鉛鋅時強化對銅礦物的抑制也非常關鍵,過去一直采用氰化物來抑制銅礦物,但隨著國家環(huán)保要求的日益趨緊,次氯酸鹽、多硫化物等新型銅抑制劑[7]應用也越來越廣泛。

      內蒙古某銅選礦廠主要處理硫化銅礦石,隨著井下開采的不斷深入,原礦中鉛鋅含量由原來的雙零級別逐步增加至0.18%左右,雖暫未達到銅礦床鉛鋅含量大于0.20%的綜合利用標準,但導致生產的銅精礦中鉛鋅嚴重超標,有時銅精礦中鉛鋅的合計含量甚至高達10%以上,不僅嚴重影響了銅精礦的產品質量,而且造成了鉛鋅資源的流失[8-9]。

      為了解決上述問題,本文借鑒國內外技術,開展了一系列選礦小型試驗,在試驗結果基礎上,確定了適宜該礦石的浮選藥劑和工藝流程,這樣不僅降低了銅精礦中的鉛鋅合計含量,提高了產品質量,而且綜合利用銅粗精礦中的鉛雜質,提高了綜合利用價值,實現(xiàn)了銅粗精礦的提質增效,可為國內外銅選廠的生產提供參考和借鑒。

      1 礦石性質及生產流程

      1.1 礦石性質

      為了查明主要元素銅鉛鋅的含量和賦存狀態(tài),取原礦破碎至-2 mm,混勻縮分取代表性樣品,振動研磨后,進行了主要元素含量測定,測定結果見表1。

      原礦鉛鋅含量不足0.20%,并未達到銅礦床共伴生組分的回收標準[10],也難以直接通過原礦測定鉛鋅物相和賦存狀態(tài),因此針對原礦,只對銅物相進行了測定,測定結果見表2。由表2可知,原礦主要有價元素為銅,主要以原生硫化銅形式存在。此外,礦石中硫鐵含量分別為15.96%和28.03%,主要為黃鐵礦,是典型的銅硫共生礦床。

      1.2 生產流程

      選廠采用浮選法生產銅精礦,磨礦細度-0.074 mm占80%,并在磨礦作業(yè)中加入石灰做硫礦物的抑制劑,調整礦漿至強堿性,控制pH值為13,然后加入銅常規(guī)捕收劑Z200,用量為40 g/(t·給礦),采用“一粗三掃三精”的流程結構,浮選泡沫即為銅精礦,浮選尾礦給入選硫作業(yè)。原礦浮選銅作業(yè)的生產指標統(tǒng)計結果見表3。由表3可知,雖然原礦鉛鋅含量達不到綜合利用的要求,但在銅粗精礦中的合計含量已經達到了12%左右,超過了銅精礦鉛鋅含量不高于10%的質量標準要求,直接導致銅精礦品位僅為13%左右,只能做銅粗精礦進行銷售。

      表1 原礦主要元素含量的測定結果

      表2 原礦銅物相測定結果

      表3 現(xiàn)場生產指標統(tǒng)計結果(原礦浮選銅作業(yè))

      圖1 銅粗精礦中鉛鋅的賦存狀態(tài)

      為了查明銅粗精礦中鉛鋅的主要賦存狀態(tài),對現(xiàn)場獲得的銅粗精礦進行了掃描電鏡檢測,結果如圖1所示。由圖1可知,銅粗精礦中鉛鋅均以硫化礦形式存在,分別為方鉛礦和閃鋅礦。為了查明主要元素銅鉛鋅在不同粒度下的金屬分布,對銅粗精礦進行了粒度組成測定,結果見表4。由表4可知,銅鉛鋅除少量集中在+0.074 mm粒級以外,主要集中在-0.074+0.043 mm粒級,屬浮選易回收粒級,這就為從銅粗精礦中脫除或綜合利用鉛鋅礦物創(chuàng)造了可能[11]。

      2 選礦試驗

      為了獲得鉛鋅不超標的銅精礦,一方面需要在原礦浮選作業(yè)中減少進入銅精礦的鉛鋅金屬量;另一方面需要從原礦浮選作業(yè)中獲得的銅精礦中進一步提取鉛鋅礦物,基于此,本文也主要從上述兩方面開展了選礦小型試驗研究。

      2.1 原礦浮選銅試驗

      原生產工藝流程采用Z200做捕收劑,雖然銅回收率較高,但由于硫氨脂類捕收劑具有黏性,極易夾帶鉛鋅礦物進入到銅精礦中。此外,硫氨脂類捕收劑會以化學吸附的形式牢固吸附在礦物表面,常規(guī)脫藥方式難以洗脫,也不利于后續(xù)的銅粗精礦提質降雜[12]?;诖耍瑢⒃妒談㈱200改為乙基黃藥,并確定其用量為120 g/(t·給礦),調整后的生產統(tǒng)計指標見表5。由表5可知,雖然銅回收率略有降低,但鉛鋅在銅粗精礦中的占有率明顯降低,鉛鋅累計含量也由原來的13%降至11%左右,為后續(xù)銅粗精礦品質的進一步提升創(chuàng)造了有利條件。

      表4 銅粗精礦粒度組成測定結果

      表5 調整后的生產指標統(tǒng)計結果(原礦浮選銅作業(yè))

      2.2 銅粗精礦提質增效試驗

      2.2.1 主要礦物的解離度測定結果

      為了確定是否需要設置再磨作業(yè),對銅鉛鋅礦物單體解離度進行了測定,測定結果見表6。由表6可知,銅鉛鋅礦物單體解離度均在85%以上,鉛鋅礦物解離度更是高達90%以上,表明銅鉛鋅礦物已經解離完全,因此無需設置再磨作業(yè)[13]。

      表6 銅粗精礦中主要礦物的解離度測定結果

      2.2.2 脫藥方式的選擇

      對于銅粗精礦,各礦物表面仍殘留大量的浮選藥劑,使銅鉛礦物本就相近的可浮性更加接近[14]。為了解決上述問題,分別采用硫化鈉和活性炭做脫藥劑進行脫藥試驗,銅粗精礦脫藥后采用“抑銅浮鉛”的工藝流程,分別加入銅礦物的高效抑制劑TY和鉛礦物的捕收劑乙硫氮,用量分別為5 000 g/(t·給礦)和30 g/(t·給礦),流程結構為“一粗一掃”。

      值得注意的是,為了進一步考查原礦浮選銅作業(yè)更改捕收劑的合理性,分別對原礦加入Z200做捕收劑時獲得的銅粗精礦和原礦加入乙基黃藥做捕收劑時的銅粗精礦進行了上述脫藥試驗研究,試驗結果如圖2和圖3所示。由圖2和圖3可知,原礦采用乙基黃藥做捕收劑時,無論采用何種脫藥方式,鉛粗精礦中銅占有率均僅為10%,明顯低于原礦采用Z200做捕收劑時的20%。對比兩種脫藥方式,硫化鈉脫藥獲得的鉛品位明顯高于活性炭,并且銅在鉛粗精礦的占有率最低可降至5%,綜合考慮,最終選擇硫化鈉做脫藥劑,并固定硫化鈉用量為7 000 g/(t·給礦)。

      圖2 銅粗精礦脫藥方式對比試驗結果(原礦銅浮選用乙基黃藥做捕收劑)

      圖3 銅粗精礦脫藥方式對比試驗結果(原礦銅浮選用Z200做捕收劑)

      2.2.3 銅抑制劑種類及用量試驗

      在“抑銅浮鉛”的分離作業(yè)中,銅抑制劑的選擇至關重要,常用的銅抑制劑包括石灰、次氯酸鹽等。近年來,多硫化物也常常被用來做銅礦物的抑制劑?;诖耍槍γ撍幒蟮你~粗精礦樣品,分別選擇多硫化物TY、次氯酸鈉和石灰做銅抑制劑進行了用量試驗,捕收劑仍然選擇乙硫氮,并確定其用量為120 g/(t·給礦),試驗流程仍然為“一粗一掃”作業(yè),試驗結果見圖4。 由圖4可知,與次氯酸鈉和石灰相比,多硫化物TY對銅礦物的抑制效果最為明顯,同時鉛回收率也明顯較高。 綜合考慮,最終選擇多硫化物TY做抑制劑,并固定其用量為5 000 g/(t·給礦)。

      2.2.4 鉛捕收劑乙硫氮用量試驗

      在銅鉛分離作業(yè)中,乙硫氮是常用的選鉛捕收劑,為了確定其用量,進行了乙硫氮用量試驗,抑制劑采用多硫化物TY,用量為5 000 g/(t·給礦),試驗結果見圖5。由圖5可知,適宜的乙硫氮用量為30 g/(t·給礦)。

      2.2.5 閉路試驗

      在條件試驗基礎上,進行了銅粗精礦提質增效的浮選閉路試驗,脫藥劑選擇硫化鈉,用量為7 000 g/(t·給礦),銅抑制劑選擇多硫化物TY,用量為5 000 g/(t·給礦),鉛捕收劑為乙硫氮,用量為30 g/(t·給礦),采用“一粗兩掃三精”的流程結構,試驗結果見表7。由表7可知,從銅粗精礦中獲得了鉛品位大于50%的鉛精礦,并且銅精礦中鉛鋅含量降至8%以下,實現(xiàn)了銅粗精礦的提質增效。

      2.3 綜合試驗指標

      最終確定的選礦流程如圖6所示,綜合試驗指標見表8。

      2.4 效果與效益估算

      上述流程調整后的效果和效益估算見表9。由表9可知,原生產流程每處理1 t原礦,產值為65.72元。 流程優(yōu)化后,估算銅精礦產值為85.86元/(t·原礦),新增鉛精礦產值為9.40元/(t·原礦),合計為95.26元/(t·原礦),較原生產流程相比,新增產值為29.54元/(t·原礦),經濟效益顯著。

      3 結 論

      1) 原礦主要有價元素為銅,主要以原生硫化銅形式存在,鉛鋅含量分別為0.15%和0.18%,主要以方鉛礦和閃鋅礦形式存在,雖未達到銅礦床共伴生組分的回收標準,但導致生產的銅精礦中鉛鋅嚴重超標,不僅嚴重影響了銅精礦的產品質量,而且造成了鉛鋅資源的流失。

      2) 原生產流程采用Z200做捕收劑,雖然銅回收率較高,但由于硫氨脂類捕收劑具有黏性,極易夾帶鉛鋅礦物進入到銅精礦中,且牢固吸附在礦物表面,常規(guī)脫藥方式難以洗脫。據(jù)此把原捕收劑Z200改為乙基黃藥,解決了捕收劑夾帶鉛鋅礦物進入到銅精礦中的問題,雖然銅回收率略有降低,但鉛鋅在銅粗精礦中累計含量也由原來的13%降至11%左右。

      圖4 銅抑制劑種類的選擇試驗結果

      圖5 鉛捕收劑用量試驗結果

      表7 銅粗精礦提質增效的浮選閉路試驗結果

      表8 全流程綜合試驗指標

      3) 針對銅粗精礦, 選擇硫化鈉為脫藥劑, 多硫化物TY為銅抑制劑, 乙硫氮為鉛捕收劑, 采用“一粗兩掃三精”的銅鉛分離流程,獲得了鉛品位大于50%的鉛精礦,鉛鋅含量可降至8%以下,銅品位提高到17%左右,銅回收率仍可維持在82%左右,實現(xiàn)了銅粗精礦提質增效,經濟效益也有了顯著增加。

      圖6 選礦流程

      表9 效果與效益估算表

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