CN103894006A - 高泥高硅高铝氧化铜矿浸出渣矿浆快速沉降分离的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高泥高硅高铝氧化铜矿浸出渣矿浆快速沉降分离的方法,其特征在于,a.采用浓密机对浸出渣矿浆进行逆流洗涤,稀释降低矿浆固含量及硅铝浓度;b.添加絮凝剂,加快矿浆沉降分离速度。其中,所述絮凝剂以Magnafloc系列效果最好,该类絮凝剂属于高分子非离子型聚丙烯酰胺类,适宜的pH值范围较宽。本发明的方法不改变浸出渣沉降过程矿浆液相的化学成分,对整个生产也没有负面影响,本方法十分有效,特备适用于处理高泥、高硅、高铝、低温、低pH值的矿浆,它能以低廉的成本取得良好的沉降分离效果。本发明特别适合应用于我国偏远山区难处理氧化矿的开发。
Description
技术领域
本发明涉及一种氧化铜矿硫酸浸出矿浆的沉降分离方法。
背景技术
随着铜矿资源的不断开采,易选矿石逐年减少,资源短缺加剧,低品位氧化铜矿的开发已引起高度重视。低品位氧化铜矿一般都具有氧化率高、含泥量大、矿物嵌布粒度细、多金属共生等特点,用常规选冶技术难以取得好的技术经济指标。国内外有关科研人员对氧化铜矿的处理进行了大量的研究,其中堆浸—萃取—电积工艺是应用较多的一种技术。影响氧化铜矿堆浸效果的因素有很多,如矿石性质、矿石粒度、堆矿高度、矿堆的透气性能和渗透性能、喷淋作业制度及浸出周期等。浸出的实质是溶浸液与目的矿物接触并发生化学反应,生成可溶性的目的金属离子,其过程包括内扩散、外扩散和界面化学反应等,其中内外扩散都与矿堆的渗透性能有关。对于含泥量大的氧化铜矿石,堆浸工艺尚不成熟,而矿堆的渗透性能是影响浸出效率的一个决定性因素。为改善高含泥量氧化铜矿石的渗透性能,研究人员提出了一些措施,如制粒技术等,但从现场制粒实践来看,常因因配料不当、水分失控、制粒机结构及操作制度欠合理而出现成球率低、团粒强度不够等问题,使得泥质在浸出过程中又被淋洗松散而发生迁移,阻塞矿堆内部通道,造成矿堆渗透性能降低,浸出效率受到影响。
目前针对高含泥氧化铜矿,比较成熟的工艺为搅拌浸出,但在强酸条件下,大量的含铝、硅等粘土矿物随之溶解,浸出渣矿浆粘度高,固液分离难。另外,矿浆pH值低,絮凝沉降效果差,处理成本高。在工业生产过程中,为了提高产能,势必要提高原矿搅拌矿浆浓度,这样浸出渣矿浆固含量及浸出液硅铝浓度也随之升高。所以解决高含泥、高硅、高铝氧化铜矿浸出渣矿浆的快速沉降分离意义重大。
发明内容
本发明的目的是克服上述技术的不足,提供一种解决高泥高硅高铝氧化铜矿浸出矿浆快速沉降分离的方法,降低生产成本。
为实现上述目的,本发明采取以下技术方案:
一种高泥高硅高铝氧化铜矿浸出渣矿浆快速沉降分离的方法,其特征在于,
a.采用浓密机对浸出渣矿浆进行逆流洗涤,稀释降低矿浆固含量及硅铝浓度;
b.添加絮凝剂,加快矿浆沉降分离速度。
如上所述的分离方法,其中,所述的氧化铜矿含泥量高(-200目比例达30%以上),浸出液硅浓度高(>0.8g/L)、铝离子浓度高(>2.5g/L)。
如上所述的分离方法,优选地,所述絮凝剂为Magnafloc系列絮凝剂。
如上所述的分离方法,优选地,所述絮凝剂为Magnafloc333。
如上所述的分离方法,优选地,步骤a中,将浸出渣矿浆稀释至浓度为10~12wt%。
如上所述的分离方法,优选地,稀释后矿浆pH值在1.0~2.0。
如上所述的分离方法,优选地,步骤b中,将絮凝剂分为数个阶段低剪切力搅拌给入,第一段在浓密池管道给矿的前10秒给入,絮凝剂加入量为60~65g/t矿石,后续阶段的絮凝剂通过给矿的冲洗水添加,各阶段的加入量为第一段的20~25wt%,絮凝剂总加入量为80~100g/t矿石。
如上所述的分离方法,优选地,所述的低剪切力搅拌给入是指给料搅拌桨的线速度小于200转/分钟。
如上所述的分离方法,优选地,将絮凝剂分三个阶段给入,后两段絮凝剂加入量分别为14~16g/t矿石和10~12g/t矿石。
如上所述的分离方法,矿浆温度在10~15℃时仍能保持较高的絮凝效果。
如上所述的分离方法,其中:
a.絮凝剂的选择:经过对多种絮凝剂的检测及试验研究,选择Magnafloc系列效果最好,该类絮凝剂属于高分子非离子型聚丙烯酰胺类,适宜的pH值范围较宽。
b.絮凝剂的添加:为了达到较好混合及沉降效果,需分阶段添加絮凝剂。第一段在浓密池管道给矿的前10秒给入,而且采用在线的低剪切力搅拌给入,要求加入适量絮凝剂,后续阶段的药剂应通过给矿的冲洗水添加,用量应为第一段的25wt%左右。
c.沉降矿浆浓度的选择:矿浆浓度高,药剂用量加大,沉降速率降低;矿浆浓度低,单位时间处理规模减小,沉降效果较好。
d.固液分离:絮凝剂分子链在浓密池中充分展开后,与细粒级矿石聚合而形成凝胶体,在重力的作用下沉降,从浓密池底部排出。
e.逆流洗涤:为了降低沉降凝胶体对有价金属铜离子的夹带量,采用逆流洗涤,洗涤水循环利用,同时也可降低矿浆的固含量。
本发明的优点在于:
1.本发明适宜于氧化铜浸出过程中高固含量浸渣矿浆的沉降分离过程。在目前的铜矿山,矿石性质越来越复杂,开发环境条件比较恶略,大多在偏僻寒冷地区。为了提高产能而势必提高矿浆浓度,使得待沉降矿浆的固含量、粘土矿物硅铝含量有不断升高的趋势,而且操作温度较低,从而使得矿浆沉降速度降低,影响了生产的正常运行。添加该类絮凝剂后,明显改善了沉降效果,而且不会改变稀释矿浆的化学成分,对整个生产也没有负面影响。
2.在本发明研究中,絮凝剂的添加方式可以灵活选择。本发明主要利用添加非离子型聚丙烯酰胺Magnafloc系列絮凝剂,使高固含量、高硅、高铝矿浆在低温、低pH值条件下,快速凝聚,提高沉降速率,实现低成本高效沉降分离。
具体实施方式
国内西藏某铜矿是我国超大型铜矿之一,海拔在4000m以上,上部为氧化矿,铜金属储量约274kt。由于上部氧化矿特殊的矿石性质(氧化程度高,含泥含水量大,泥质为粘土矿物)和矿山恶劣的周边环境(高寒、高海拔、缺氧、多雨雪),再加上矿区交通不便,配套基础设施缺乏,给该矿大规模开发利用带来了严峻挑战。矿石主要元素分析、粒度筛析及矿相分析结果见表1、表2和表3。
表1化学多元素分析结果
元素名称 | Cu | Fe | S | Ca | Mg | Au(g/t) | Ag(g/t) | Zn |
百分含量/% | 4.85 | 31.51 | 2.05 | 1.36 | 0.26 | 0.05 | 15.90 | 0.37 |
元素名称 | Pb | Al2O3 | SiO2 | Mo | Ni | Co | F | |
百分含量/% | 0.095 | 11.88 | 17.50 | 0.0026 | 0.021 | 0.027 | 0.05 |
表2原矿粒度分布表
粒级/ΜM | 产率/% | 铜品位/% | 铜分配率/% |
+830 | 21.54 | 6.94 | 30.82 |
-830~+380 | 17.50 | 5.25 | 18.94 |
-380~+150 | 17.56 | 5.04 | 18.25 |
-150~+105 | 7.09 | 4.81 | 7.03 |
-105~+74 | 4.83 | 4.57 | 4.55 |
-74~+47 | 5.12 | 4.16 | 4.39 |
-47~+38 | 2.86 | 3.83 | 2.26 |
-38~+30 | 2.00 | 3.43 | 1.41 |
-30 | 21.49 | 2.76 | 12.23 |
合计 | 100.00 | 4.84 | 100.00 |
表3铜物相分析结果
从表1、表2和表3可知,该铜矿属于典型的难处理氧化铜矿,矿石粒度细,含泥量高。此外,矿石中的粘土矿物、绢云母以及大量的褐铁矿也影响搅拌浸出的矿浆特性,尤其影响浸出矿浆的固液分离。
(1)絮凝剂的选择:针对该矿石的特点及环境条件,选择Magnafloc333效果最好,该类絮凝剂属于高分子非离子型聚丙烯酰胺类,密度为0.75g/cm3,粒度为-0.85mm98%,适宜的pH值范围较宽,在低温下(10~15℃)还能保持较高的絮凝效果。
(2)絮凝剂的添加:为了达到较好混合及沉降效果,需分阶段添加絮凝剂,采用3段加入法。第一段在浓密池管道给矿的前10秒给入,而且采用在线的低剪切力(给料搅拌桨线速度小于200转/分钟)搅拌给入,絮凝剂加入量为60~65g/t矿石,后续阶段的絮凝剂应通过给矿的冲洗水添加,用量应为第一段的25wt%左右,后两段絮凝剂加入量分别为14~16g/t矿石和10~12g/t矿石。
(3)沉降矿浆浓度的选择:矿浆浓度高,药剂用量加大,沉降速率降低;矿浆浓度低,单位时间处理规模减小,沉降效果较好。为达到最好的面积使用效率,浓密池给料在添加絮凝剂之前应被稀释到12~15wt%的固体浓度。添加絮凝剂之后,最佳沉降浓度为10wt%左右。
(4)固液分离:添加絮凝剂后,与细粒级矿石聚合而形成凝胶体,在重力的作用下沉降,从而达到分离的效果。最高即时沉降速率可达3m/h以上,是未加絮凝剂沉降速率的20倍,平均沉降速率为0.3~0.5m/h。随着磨矿细度的提高,絮凝剂用量略有增加,其絮凝沉降速率变慢。
(5)沉降效果:上清液澄清度很好,含固量很低,浸出液静置1h后固含量为0.002%,浸出液静置24h后固含量为0.002%,延长静置时间对固含量影响不大;浓密池底流浓度可达48~52wt%,沉降效果较好。
Claims (9)
1.一种高泥高硅高铝氧化铜矿浸出渣矿浆快速沉降分离的方法,其特征在于,
a.采用浓密机对浸出渣矿浆进行逆流洗涤,稀释降低矿浆固含量及硅铝浓度;
b.添加絮凝剂,加快矿浆沉降分离速度。
2.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,所述絮凝剂为Magnafloc系列絮凝剂。
3.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,所述絮凝剂为Magnafloc333。
4.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤a中,将浸出渣矿浆稀释至浓度为10~12wt%。
5.如权利要求4所述的分离方法,其特征在于,稀释后矿浆pH值在1.0~2.0。
6.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤b中,将絮凝剂分为数个阶段低剪切力搅拌给入,第一段在浓密池管道给矿的前10秒给入,絮凝剂加入量为60~65g/t矿石,后续阶段的絮凝剂通过给矿的冲洗水添加,各阶段的加入量为第一段的20~25wt%,絮凝剂总加入量为80~100g/t矿石。
7.如权利要求6所述的分离方法,其特征在于,所述的低剪切力搅拌给入是指给料搅拌桨的线速度小于200转/分钟。
8.如权利要求6所述的分离方法,其特征在于,将絮凝剂分三个阶段给入,后两段絮凝剂加入量分别为14~16g/t矿石和10~12g/t矿石。
9.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,矿浆温度在10~15℃。
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