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组合捕收剂协同浮选-高梯度.理中非某氧化铜钴矿试验研究_陈代雄.pdf

上传人:自信****多点 文档编号:611466 上传时间:2024-01-15 格式:PDF 页数:5 大小:441.25KB
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资源描述

1、为了解决中非共和国某大型氧化铜钴矿常规选矿工艺选矿回收率低、经济效益差等突出问题,文章创新性地引入浮 磁联合工艺处理该矿区产出的代表性矿石,通过大量试验研究,筛选出苯甲羟肟酸+戊基黄药在 2 1的配比下的组合捕收剂为最佳的浮选捕收剂,大幅度地提高了氧化铜钴矿的浮选回收率,针对浮选尾矿中部分铜钴矿物以铜锰钴硅氧化结合物态赋存的特性,开发高梯度磁选机用于处理浮选尾矿,得到一个以铜、钴为主的磁选精矿,浮 磁联合工艺产出的浮选铜钴精矿、磁选铜钴精矿中总铜回收率达到了 88.66%,总钴回收率达到了 68.92%,实现了对中非氧化铜钴矿中铜钴资源的高效综合回收。关键词:氧化铜钴矿;浮选;组合捕收剂;回收

2、率;磁选中图分类号:TD923+.13文献标识码:A文章编号:1003 5540(2023)03 0015 05氧化铜钴矿资源作为当前“非洲铜带”上最重要的铜钴资源产出方式1,其不同产地的铜钴矿受成矿迁移过程、次生作用的差异性,导致不同矿带上产出的铜钴矿可选性具有较大的差异性,针对刚果(金)中非 赞比亚地区氧化铜钴资源普遍复杂多变,种类繁多,选矿回收率低的问题2;常采用浮选、湿法浸出两种处理工艺进行处理3,其中浮选法在处理以孔雀石、水钴矿为主的易选铜钴矿时,采用单一硫化 高级黄药浮选工艺即可达到较好的处理效果,而近年来,随着氧化铜钴矿中矿物种类及组成、矿石结构构造、目的矿物镶嵌特性日益复杂,采

3、用组合用药方式提高铜钴精矿金属回收率为普遍采用的方法,如刘方华4,筛选出烷基羟肟酸+丁黄药组合捕收剂浮选回收刚果(金)氧化铜钴矿、Lee K5 筛选出正辛基羟肟酸+戊基黄药组合处理 Minto 铜矿,均取得了较好的浮选效果,陈代雄等进一步研究铵盐硫化活化氧化铜矿浮选机理,以及黄药与羟肟酸协同捕收机制,胡波进行了非洲高氧化率铜钴矿黄药与羟肟酸协同捕收浮选工艺研究,同时浮 磁选联合工艺也是提高氧化铜钴矿铜钴回收率的重要手段 6 8。本研究对象为中非某大型氧化铜钴矿,该矿矿石中铜氧化率较高,且矿石中的铜钴矿物种类繁多,铜钴元素分散,选矿难度大,部分铜钴金属元素以机械混入或吸附式赋存于褐铁矿、铜钴锰氧

4、结合物、含钴白云石、含钴绿泥石、含钴云母等矿物中,致使现场单一的硫化钠硫化 黄药浮选回收工艺生产指标差,尾矿中铜、钴元素流失严重,选矿回收难度较大;单一湿法浸出酸耗高,硫化铜钴浸出率低;本文拟通过使用羟肟酸+黄药类组合捕收剂强化对该氧化铜钴矿不同种类的目的矿物的回收,并开发高梯度磁选作为浮选尾矿再回收铜钴元素的手段,进而达到大幅提高中非某氧化铜钴矿铜钴金属回收率的目的。1矿石性质1.1矿石的化学成分及矿物组成试验用具有代表性的氧化铜钴矿原矿矿石取自51湖南有色金属第 39 卷中非某大型氧化铜钴矿选厂现场原矿矿仓,经细碎 对辊后至 3 mm 以下,进行了多元素分析,分析结果见表 1。表 1矿石多

5、元素化学分析结果%组分CuCoMnFeSAsAu含量3.210.361.011.940.930.310.1组分SiO2Al2O3CaOMgONa2OK2OAg含量54.723.257.929.610.010.035.10注:Au、Ag 含量单位为 g/t。通过对原矿矿样进行 MLA 扫描分析,并结合镜下鉴定、化学多元素分析基本查明该氧化铜钴矿中主要金属目的矿物为孔雀石、辉铜矿、硅孔雀石、硫铜钴矿、水钴矿、水胆矾、赤褐铁矿及微量的黄铜矿、假孔雀石、磷铜矿等。脉石矿物以白云石、石英为主,次为云母、绿泥石,含少量方解石及长石等。1.2铜钴矿物的赋存状态和铜钴矿物的嵌布特性对矿样进行铜、钴物相分析,得

6、到铜、钴金属赋存及分配状态,分析结果见表 2、表 3。表 2矿石中铜物相分析结果%铜相自由氧化铜结合氧化铜次生硫化铜原生硫化铜总铜含量2.630.260.280.043.21分布率81.938.108.721.25100.00存在的矿物孔雀石、假孔雀石与氧化铁紧密结合或者分散于脉石矿物中的铜辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝硫铜钴矿、黄铜矿表 3矿石中钴物相分析结果%钴相氧化钴硫化钴结合态的钴总钴含量0.190.050.120.36分布率52.7813.8933.33100.00存在的矿物水钴矿、菱钴矿、钴白云石硫铜钴矿、硫钴矿赋存于铜铁锰钴结合物中的钴,赤铁矿、褐铁矿中的钴通过扫描电镜分析代表性矿样可知

7、,矿石中的水钴矿多呈不规则胶状、团粒状集合体浸染分布于脉石基底中,并常见与褐铁矿接触共生,部分水钴矿与褐铁矿的结合极其紧密。部分水钴矿与孔雀石、硅孔雀石、磷铜矿等矿物连生,嵌布粒度属于微细粒嵌布,还存在着部分结合氧化铜及结合态的钴以赋存于铜铁锰钴结合物、赤铁矿、褐铁矿中,采用常规磨矿工艺无法将该部分铜、钴矿物解离出来。2试验研究及结果讨论2.1原则工艺流程的确定由工艺矿物学分析结果可知,该矿中孔雀石的嵌布粒度属于中细粒嵌布,采用常规的硫化钠硫化 黄药浮选工艺可部分回收该部分铜钴金属,但由于该矿原矿品位高,采用常规浮选工艺致使总尾矿铜、钴流失严重,所以需综合考虑优化现有的选矿工艺,在强化原有的非

8、结合氧化铜、结合态的钴回收的基础上,对结合态的铜钴金属进行回收,通过物相分析可知,大部分的结合态的铜、钴矿物的主要赋存矿物为弱磁性的铜铁锰钴结合物、赤铁矿、褐铁矿,可采用强磁磁选工艺进行强化回收。所以拟定的原则工艺流程为:通过药剂制度的优化提高非结合态的铜、钴浮选回收率,浮选尾矿进行强磁回收。2.2组合捕收剂协同捕收浮选试验研究2.2.1硫化钠硫化浮选试验由矿石性质分析结果可知,该铜钴矿氧化率较高,其中自由氧化铜的分布率为 81.93%,对于该部分自由氧化铜的回收,采用硫化钠、硫氢化钠、硫化铵等硫化剂硫化使其表面形成疏水膜进而达到提高其疏水性是有效且成本较低的方法,为了有效提高氧化铜钴矿的铜钴

9、金属回收率,在磨矿细度与现场生产磨矿细度、药剂制度一致的条件下进行了硫化钠用量试验,试验流程如图 1 所示,试验结果如图 2所示。图 1硫化钠用量条件试验流程图 2硫化钠用量条件试验结果由图 2 结果可看出,在磨矿细度、药剂制度与现场生产条件一致的条件下,铜粗精矿中铜钴金属回61第 3 期陈代雄,等:组合捕收剂协同浮选 高梯度磁选处理中非某氧化铜钴矿试验研究收率随硫化钠用量的增大而升高,当硫化钠用量达到 1 500 g/t 时,铜粗精矿中铜、钴回收率达到了峰值,再增大硫化钠用量时,铜粗精矿中铜回收率下降,表明此时硫化钠用量已过量,对孔雀石表面起到了抑制作用,所以铜粗选硫化钠最佳用量为1 500

10、 g/t。2.2.2捕收剂协同捕收浮选试验由文献可知9,孔雀石表面经硫化作用后会形成完全硫化区域和不完全硫化区域,所以浮选矿浆中不同粒级的孔雀石表面与捕收剂作用活性亦有区别,采用单一长链黄药捕收的方式很难达到充分吸附并疏水上浮的效果,为提高铜粗精矿中铜、钴金属回收率,进行了捕收剂种类条件及其组合浮选试验,试验流程如图 1 所示,在固定磨矿细度为 0.074mm 占 76%、硫化钠用量为 1 500 g/t 的条件下,得到不同捕收剂种类条件试验结果见表 4。表 4捕收剂种类条件试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%CuCoCuCo捕收剂种类及用量/(g t1)铜粗精矿 15.1214.700

11、.6769.3029.89尾矿84.881.160.2830.7070.11原矿100.003.210.34100.00 100.00戊黄药 120铜粗精矿 12.1415.900.8160.0726.52尾矿87.861.460.3139.9373.48原矿100.003.210.37100.00 100.00苯甲羟肟酸 120铜粗精矿 14.8314.870.6468.1528.47尾矿85.171.210.2831.8571.53原矿100.003.240.33100.00 100.00烷基羟肟酸 120铜粗精矿 16.0714.810.7174.1235.22尾矿83.930.990.

12、2525.8864.78原矿100.003.210.32100.00 100.00丁黄药 60烷基羟肟酸 60铜粗精矿 16.4314.890.7676.2838.36尾矿83.570.910.2423.7261.64原矿100.003.210.33100.00 100.00戊黄药 60烷基羟肟酸 60铜粗精矿 16.5215.350.8178.7441.07尾矿83.480.820.2321.2658.93原矿100.003.220.33100.00 100.00戊黄药 60苯甲羟肟酸 60由表 4 结果可看出,仅使用现场生产所用的戊黄药进行浮选,产出的铜粗精矿中铜、钴回收率分别为 69.3

13、0%、29.89%,同时单独使用苯甲羟肟酸、烷基羟肟酸进行浮选,相比于仅使用戊黄药时铜粗精矿中的铜、钴回收率仍较低,在使用黄药+羟肟酸两种类型的捕收剂进行浮选时,铜粗精矿中铜、钴回收率达到 74%、35%以上,说明两种捕收剂对硫化作用后铜、钴矿物发生了正协同作用,该作用可使得不同活性的捕收剂在孔雀石的完全硫化剂不完全硫化区域进行了穿插吸附,进而达到不同硫化程度的孔雀石表面完全罩覆并疏水的效果,对比表 4 的结果可看出,使用戊黄药+苯甲羟肟酸时,该效果最为明显,所以最佳的捕收剂组合为戊黄药+苯甲羟肟酸。2.2.3捕收剂配比条件试验为了进一步强化两种捕收剂的正协同效益,进行了捕收剂配比条件试验,试

14、验流程如图 1 所示,在固定磨矿细度为 0.074 mm 占 76%、硫化钠用量为1 500 g/t 的条件下,得到捕收剂配比条件试验结果如图 3 所示。图 3捕收剂戊黄药与苯甲羟肟酸配比试验结果由图 3 结果可看出,当戊黄药与苯甲羟肟酸配比为 2 1时,此时铜粗精矿的铜、钴回收率均最高,对应的铜、钴回收率为 81.31%和 43.21%,该配比条件下,两种捕收剂对铜、钴矿物的正协同捕收作用最好。2.3组合用药条件下的铜钴浮选闭路试验在使用戊黄药+苯甲羟肟酸在配比为 2 1的条件下进行了小型闭路浮选试验,试验流程如图 4 所示,现场生产平均指标见表 5。对比表 5 的指标可知,使用推荐的戊黄药

15、+苯甲羟肟酸在配比为 2 1的条件进行小型闭路试验产出的铜钴浮选精矿含 Cu 25.80%、Co 1.45%,Cu 回收率为 79.10%、钴回收率为 41.27%,相比于现场生产指标,在浮选精矿铜品位接近的条件下,铜回收率提高了 15.51%,钴回收率提高了 16.87%,该结果表明使用组合用药可大幅提高铜、钴金属回收率。2.4磁选回收结合态铜钴矿试验针对本试验研究的铜钴赋存状态,本试验含有较高的结合氧化铜钴矿,浮选难以回收。图 4 产出的浮选尾矿含 Cu 0.76%、Co 0.23%,通过矿石性质分析可知,尾矿中的铜、钴元素主要为结合态的铜钴71湖南有色金属第 39 卷图 4组合用药条件下

16、铜钴浮选闭路试验流程表 5组合用药条件下浮选闭路试验指标和现场生产平均指标%项目产品名称产率品位回收率CuCoCuCo浮选闭路试验指标铜钴浮选精矿10.0325.801.4579.1041.27浮选尾矿89.970.760.2320.9058.73原矿100.003.270.35100.00 100.00现场生产平均指标铜钴浮选精矿7.9826.001.0863.5924.40浮选尾矿92.021.290.2936.4175.60原矿100.003.260.35100.00 100.00形式赋存,本文采用赣州金环磁选设备有限公司生产的 SLon 250 实验室用高梯度磁选机对图 4 闭路产出的

17、浮选尾矿进行磁选再回收试验,在固定冲次10 Hz,给矿量 200 g 条件下进行了背景磁场强度条件试验,所得结果如图 5 所示。图 5背景磁场强度条件试验结果由图 5 可知,随着背景磁场强度的增大,磁精矿中 Cu、Co 金属作业回收率明显上升,当背景磁场强度为 1.2 T 时,再增大背景磁场强度时,磁精矿中的Cu、Co 作业回收率没有明显上升,表明在该背景磁场强度条件下,大部分的与磁性矿物如赤铁矿、褐铁矿、铜钴锰铁结合物相结合的铜钴金属被磁选回收,所以最佳的背景磁场强度为 1.2 T。2.5浮 磁工艺流程及指标根据已有的条件试验结果,并结合拟定的原则处理方案,进行了浮 磁联合的全流程闭路试验,

18、试验工艺流程如图 6 所示,试验结果见表 6。图 6推荐工艺全流程闭路试验流程表 6推荐工艺全流程闭路试验结果%产品名称产率品位回收率CuCoCuCo铜钴浮选精矿10.0325.801.4578.5644.68磁精矿12.142.740.6510.1024.24磁选尾矿77.830.480.1311.3431.08原矿100.003.290.33100.00100.00由表 6 结果可知,采用推荐的组合捕收剂协同浮选 高梯度磁选工艺处理该矿,可得到铜钴浮选精矿及磁精矿两个产品,总铜钴精矿含 Cu 13.17%、Co 1.01%,总铜钴精矿中 Cu 回收率为 88.66%,Co回收率为 68.9

19、2%,相比于现场生产平均指标,铜钴金属回收率有大幅提升,尾矿中 Cu、Co 金属流失明显降低,为下一步进行现场工业改造提供了依据。81第 3 期陈代雄,等:组合捕收剂协同浮选 高梯度磁选处理中非某氧化铜钴矿试验研究3结论1.中非某大型氧化铜钴矿含 Cu 3.21%、Co0.36%,矿石中铜钴赋存状态复杂,除常见的硫化态及氧化态,存在着部分结合氧化铜和结合态的钴,部分铜钴与氧化铁、铜钴锰铁结合物紧密结合,采用常规的方法很难将其回收。2.针对单一硫化钠 长链黄药浮选氧化铜钴矿回收率较低的问题,通过戊黄药与苯甲羟肟酸在配比为 2 1的条件下可实现大部分不同表面活性的铜钴疏水上浮,达到最佳的协同捕收的

20、效果,同时浮选尾矿中的铜、钴主要与赤铁矿、褐铁矿、铜锰铁钴结合物致密结合,在使用高梯度磁选机在背景磁场强度为 1.2T 的条件下进一步回收铜钴,达到提高目的金属元素回收率的目的。3.组合捕收剂协同捕收 高梯度磁选工艺在合理的磨矿细度、药剂制度等条件下,产出的总铜钴精矿总铜钴精矿中 Cu 回收率为 88.66%,Co 回收率为68.92%,相比于现场生产指标 Cu、Co 回收率分别提高了 25.07%、44.52%,经济效益显著,为高效开发中非铜钴矿资源提供理论与技术支撑。参考文献:1易运来,薛伟,李晓东,等.刚果(金)低品位氧化铜回收工艺研究 J.湖南有色金属,2020,36(2):16 18

21、,62.2陈代雄.铜铅锌矿选矿新技术M.北京:冶金工业出版社,2019.3赵思佳,肖超,刘景槐.某氧化铜钴矿硫酸浸出试验研究J.湖南有色金属,2014,30(4):36 38,60.4刘方华.国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验J.金属矿山,2019,48(11):73 78.5LEE K,ACHIBALD D,MCLEAN J,et al.Flotation of mixed cop-per oxide and sulphide minerals with xanthate and hydroxamate col-lectorsJ.Minerals Engineering,2009,22

22、(4):395 401.6陈代雄,刘梦飞,李宋江,等.氧化铜矿活化硫化浮选机理研究及其工业应用J.中国有色金属学报,2022,32(8):2 393 2 404.7陈代雄,严宇扬,肖骏,等.苯甲羟肟酸和丁基黄药协同浮选氧化铜矿石试验 J.现代矿业,2015(8):70 73.8胡波,李茂林,陈代雄.刚果(金)加丹加矿区硫氧混合型铜钴矿石选矿工艺研究J.矿产保护与利用,2021,41(5):43 49.9周峰.浮磁联合处理刚果(金)某难选氧化铜钴矿试验研究 J.湖南有色金属,2019,35(3):20 24,80.收稿日期:2023 04 03Experimental Study on the

23、Treatment of Oxidized Copper-Cobalt Ore fromthe Central African epublic by Combined Collector Synergistic Flotationand High Gradient Magnetic SeparationCHEN Daixiong1,3,SHEN Louyan2,XIAO Jun1,3,YU Xun2,HU Bo1,3,LI Xiaodong1,3(1.Hunan esearch Institute of Nonferrous Metals Co.,Ltd.,Changsha 410100,Ch

24、ina;2.China Nerin Engineering Co.,Ltd.,Nanchang 330031,China;3.Key Laboratory of Complex Cu-Pb-ZnAssociated Metal esources Comprehensive Utilization in Hunan Province,Changsha 410100,China)Abstract:In order to solve the outstanding problems of low recovery and poor economic benefits in conventionalb

25、eneficiation processes for a large copper and cobalt oxide ore in the Central African epublic,this paper introducesa floatation-magnetic combined process to treat representative ores produced in the mining area.Through small-scaleexperimental research,a combination collector of benzohydroxamic acid

26、and amyl xanthate at a ratio of 21 was selectedas the best flotation collector,which greatly improved the flotation recovery of copper and cobalt oxide ore,According tothe characteristics of some copper and cobalt minerals in flotation tailings that occurs in combination with copper,manganese,cobalt

27、,and silicon oxidation,a high gradient magnetic separator was introduced to treat flotation tailings toobtain a magnetic separation concentrate dominated by copper and cobalt.The floatation-magnetic combined processproduces copper and cobalt concentrates with a total copper recovery rate of 88.66%and a total cobalt recovery rate of68.92%,achieving a comprehensive recovery of copper and cobalt resources from non oxidized copper and cobalt ores.Key words:copper cobalt oxide ore;flotation;combined collector;rate of recovery;magnetic separation91

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