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西部选矿流程汇总.doc

1、西藏玉龙铜矿搅拌浸出过程初步设计说明书 ——中国有色工程设计研究总院(恩菲公司) 设计内容:总论、地质资源、采矿、选矿、湿法工艺、尾矿输送(尾矿库)、给排水、电力、自动化仪表、电信、热工、采暖和通风、机修、土建、总图送输、节能、环保、安全和劳动卫生、概算、技术经济。 评审意见:贫氧化铜矿和含铜铁矿石暂时堆存;补充地质工作;露天采场大块矿石由二次爆破改为机修解决;固液分离验证沉降强度;浸出槽保温;运用太阳能;注意Mg2+的积累。 堆浸出现问题:泥化严重,渗透性差,浸出率低; 运用原有设施:采矿、破碎筛分、堆浸、萃取电积、硫磺制酸; 尾矿库:底部布设排水盲沟,里面敷设F250×17高密

2、度聚乙烯管,管壁开孔,外面包土工布并填砾石——地下水导排。 总论:矿区往南有9Km公路公路与川藏317国道相接,至成昆铁路1030Km,总股份6.25亿,西藏矿业占股份58%,紫金22%,昌都8%,开发公司2%。 玉龙铜矿位于金沙江畔江达县青泥洞乡境内,海拔4560~5124m。是中国第一、亚洲第二特大型铜矿。一期年产电解铜3万吨,二期达成5~10万吨。是我国保有储量最大的斑岩、矽卡岩复合型铜矿,是世界上60个特大铜矿床之一,初步探明铜金属储量650万吨以上,远景储量1000万吨。带动金沙江、澜沧江、怒江三江地区的多霞松多、马拉松多、莽宗等大中型铜矿开发,在藏东地区形成大型有色金属生产基地

3、 矿石性质:属特大型斑岩和接触交代混合型铜矿(构造侵蚀和溶蚀)。矿石类型,斑岩型和角砾型。氧化铜矿呈褐黄色— 棕红色,风化严重,含泥高。 矿石结构构造:孔雀石多成粉土状或胶凝状,浸染分布于褐铁矿等脉石矿物中(集合体); 金属氧化物:褐铁矿、孔雀石、蓝铜矿等。含铜4.85%,含硫2.05%,含铁31.51%; 金属硫化物:黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿等; 氧化铜物相分析:孔雀石+蓝铜=3.814%,硅酸盐中的铜为0.059%,次生硫化铜含铜0.772%,原生硫化铜含铜0.205%,总铜4.85% 氧化铜占总铜3.81/4.85=78.65%,单体0.04~0.3mm,集合体2~5

4、mm, 嵌布粗,共生、包裹; 硫化矿矿物组成及嵌布特性:黄铁矿裂隙中普遍有交代型硫化铜——将被带入硫精矿,次生铜矿物与粘土矿物密切连生——损失于尾矿中。 硫化铜物相分析:原生硫化铜含铜0.3%,次生硫化铜含铜1.65%,自由氧化铜0.25%,结合氧化铜0.044%,水溶性铜0.0041%,铜氧化率13.265,总铜2.245% 铜矿物:斑铜矿CuFeS4含Cu63.5%,黄铜矿CuFeS2含Cu34.2%, 辉铜矿Cu2S含Cu80.%,铜蓝CuS含Cu64.57%;孔雀石CuCO3 Cu(OH)2含Cu57.9%,蓝铜矿Cu3 (CO3)2(OH)2含Cu55.86%,赤铜矿Cu2

5、 O含Cu88.88%, 铁矿物:铜铁矿、褐铁矿nFe2O3 mH2O针铁矿、黄铁矿FeS2 酸浸:CuCO3 Cu(OH)2 + 2H2 SO4 = CuSO4 + CO2 + 3H2O 多元素分析:铜2.25%,硫20.255%,总铁28.82%,SiO228.28%,粘土(高岭土,蒙脱石)= 18.61%,泥化影响浮选。 单体解离:黄铁矿粗,磨-200目占70%,单体解离93%,铜矿物单体占76%,运用细磨和阶段磨浮。 指标:原矿含铜2.28%,硫19.4%;铜精矿品位20.74%,硫35.03%,产率8.21%,回收率73.66%,硫回收率14.82%;硫精矿铜品位0.

6、66%,硫36.48%,产率44.82%,铜回收率12.96%,硫回收率84.26%; 尾矿铜品位0.65%,硫0.38%,产率46.97%,回收率13.38%,硫回收率0.92%。 工作制度300天/年,一期日解决2100吨氧化矿,1200吨硫化矿,年解决63万吨,年产电解铜3万吨。平均流量4000m3/s; 解决工艺:氧化矿半自磨——浓密——搅拌浸出——洗涤——萃取——电积; 硫化矿粗碎——洗矿——中碎(中碎前预筛分)——半自磨+球磨——混合浮选——再磨——分离浮选——尾矿脱泥——再浮选——铜精矿和硫精矿过滤——铜精矿焙烧(600°C,硫酸化)——硫精矿(900°C,氧化);

7、低品位硫化矿浮选——焙烧(烟气制酸)——浸出; 设备:颚式破碎机250mm,铁板给矿机——F5.5×1.8半自磨——水力旋流器分级——8 m3浮选机——F150mm水力脱泥——沉砂球磨——一粗、二扫、四精 铜精矿浓密:F9m高效浓密机,F2×2搅拌槽,34 m2板框压滤机; 硫精矿浓密:F18m高效浓密机,F3×3搅拌槽,69m2板框压滤机; 原流程:+1mm堆浸,- 1mm浸出;硫磺制酸,每年6万吨。 现工艺:年解决1800万吨,全泥搅拌浸出 湿法工艺:-200目占65%——浸出3h——浓密分离——底流CCD洗涤——过滤——尾渣;洗涤底流和萃余液中和,耗酸98.33Kg/t,pH

8、1.5~2,可加入少量高Cu萃余液调酸,避免Cu水解,萃取剂为LIX系列; 氧化铜矿浮选:硫化钠和硫酸铵活化,黄药浮选 技术指标:氧化矿品位4.98%,氧化率13.08%;硫化矿1.9%,S含量17.44%;铜精矿品位20%,回收率70%,含S34%,S回收率13%,尾矿含铜0.62%,含S1.81%;硫精矿含S40%,S回收率81%,含铜0.6%,回收率11% 尾矿库:初期坝52m,最终达成海拔4370m,库容6943万m3; 尾矿库防渗:土工布——卵砾石层——土工布——防渗膜——膨润土——导管——基础层;防洪沟、溢流井、回水;排土场库容0.46亿m3; 透水坝:——截渗坝——回

9、水进尾矿库;酸性水,应用不透水坝, 未来:建设果多水电站和生产实验中心 硫化矿浮选原则流程 氧化矿浸出萃取工艺流程 工艺:4次逆流洗涤CCD单层浓密机,浓密絮凝剂200g/t,采用膏体浓密机?浸出槽F6×7—6台,矿浆储槽450 m3;高铜溶液10.44g/L,低铜溶液3.78g/L,电解铜99.95% 影响因素:酸矿比0.1pH=1.5,温度25℃,浓度52%,细度65%,浸出时间3h,搅拌速度,硅和铝影响;孔雀石、赤铜矿中的铜易酸浸,铜铁矿和针铁矿中的铜呈类质同象损失; 洗涤:采用萃余液和浓密机溢流,洗水中pH高,会导致铜水解;产生的高铜和低铜溶液过滤,减少萃取

10、过程中三相的产生,减少有机消耗。 设备:氧化矿浆储槽F8×10钢衬,带搅拌;浸出槽F6×7,砼衬FRP砖槽6台,一台为泵槽;酸浸浓密机F18×6砼衬FRP衬膏体1台;CCD浓密机F18×6砼衬4台;底流中和槽F6×7钢衬4台;萃余液中和槽F5.5×5.4砼衬4台;萃余液中和浓密机F12×6砼衬1台;高铜溶液过滤F3.6×6,FRP悬浮介质过滤器6台;低铜溶液过滤F3.6×6,FRP悬浮介质过滤器5台; 浮选分离:加活性炭96g/t,亚硫酸钠1000g/t; 尾矿再选:加石灰1000g/t,乳化去渣;加黄药50g/t,丁胺10g/t; 石灰、亚硫酸钠克制黄铁矿,活性炭

11、吸附矿泥(分散剂) 尾矿再选,可采用浮选柱(- 0.02mm),精矿浓缩过滤含水11%;铜精矿硫酸化焙烧、浸出,硫精矿氧化焙烧制酸。矿浆粘度、屈服应力测定;浸出浓度18.6%? 设备:硫化矿粗碎900×1200颚式,半自磨F5.5×1.8,球磨F3.2×4.5;氧化矿粗碎C110,半自磨F5.5×1.8,球磨F3.2×5.4;一段分级F500—4台,再磨分级F150—8台,尾矿分级F150—8台; 萃取箱——萃取混合室0.52 m3;澄清室4.2 m3PVC7台,电解槽2100×850×1100FRP10台,电压2V,电流密度200A/ m2; 阿舍勒铜矿浮选原则流程

12、 金宝矿业铁矿石磁选 球磨机5×6,- 200目45%,陶瓷过滤机 金宝矿业铁矿石预先磁选 粗碎颚式1400×1000,中碎PYZ2200,细碎PYZ1750,粉矿- 12mm 崇礼(山西)紫金重选和浮选工艺流程 山西紫金高能量子选金? 重砂品位1000g/t,回收率30%,产率1% 精矿品位80 g/t,回收率89%,产率5% 贫硫化矿,泡沫少,扫选泡沫返回粗选作业,分支浮选?阿舍勒闪烁浮选? 井下充填物料混入——加活性炭? 天承生物金业有限公司生物浸出 山东黄金集团三山岛金矿 矿山类型:典型蚀变型

13、矿床,原生硫化矿。 矿石性质:贫硫化物含金矿石。围岩蚀变,粒间金、包裹金、裂隙金、自然金、银金矿、金银矿、碲金矿等47种。 金属硫化矿:黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、斑铜矿占0.3% 金属氧化矿:磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿占1.3% 脉石矿物:石英、长石、碳酸盐矿物、高岭土占98.66% 指标:原矿品位3.43g/t,浮选回收率75.44%,产率5.4%,尾矿0.3g/t 金精矿:含金硫化物、氧化物、脉石矿物、泥; 金泥冶炼:除杂——分金——还原——冶炼 湿法冶金:加盐酸除Zn、Fe、Cu,次氯酸钠控制电位,除杂液体丢弃;Au:Ag =1:1.5 进入反映釜,加硫酸,控制电位1000~1050,分金到液体,银在固体;加草酸、硫化钠还原,控制电位700,99.99%金粉进入固体;高频炉冶炼,熔点1060,沸点2800。

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