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长沙矿冶研究院有色金属选矿技术概况

2015-03-18来源:中国矿冶网点击数:0次

1 单位简介
长沙矿冶研究院创建于1955年,由中国科学院的沈阳金属研究所和上海冶金陶瓷研究所联合组建。曾先后隶属于中国科学院、国防科工委、冶金工业部。1999年7月,转制成为中央直属的大型科技企业,由国务院国有资产监督管理委员会管理。是中国金属学会 选矿分会的理事长单位,是“国家金属矿产资源综合利用工程技术研究中心”的依托单位,科技财力居全国工业类科研院所前7名。
长沙矿冶研究院矿产资源开发技术研究所成立于2008年12月,由原采矿技术研究所、选矿技术研究所和冶金化工研究所合并而成,主要从事铁、锰、铬、有色金属、稀贵金属、轻金属、非金属矿的采矿、选矿、冶金技术与装备开发研究。全所现有采矿、选矿、化工、机械、材料等专业的工程技术人才136人,其中中国工程院院士2人,外籍院士2人。
2 有色金属选矿
针对我国有色金属矿多为品位较低、多金属伴生等特点,几十年来,长沙矿冶研究院一直对铜、钨、钼、铅、锌等有色金属及其多金属伴生矿选矿技术进行研究,在有色金属矿选矿技术方面积累了丰富的经验,并取得了很好的经济效益。
2.1钨选矿方面
   钨选矿一般分为黑钨矿选矿和白钨矿选矿两大类型。黑钨矿以重选为主,白钨矿以浮选为主。我国黑钨矿多数是易选矿石类型,而白钨矿矿石组成复杂,加之品位低,多属难选矿石。而传统白钨浮选多采用彼德洛夫加温浮选方法,该方法缺点是浮选必须在高温条件下进行,浮选能耗高,成本大。长沙矿冶研究院在多年的钨选矿实践中,成功研发了在常温常压条件下的强抑强捕钨矿浮选技术,该技术在白钨矿选矿中已获得应用,并取得了很好的技术指标。
如在湖北阳新鑫晟矿业公司的铜钨矿白钨选矿中,原矿WO3品位0.26%,该选矿在原选矿工艺下,只获得WO3品位63.66%、回收率14.69%的钨精矿。而采用我院开发的常温常压强抑强捕钨矿浮选技术,获得了WO3品位60.52%,回收率72.75%的钨精矿。钨回收率提高近4倍!
对湖南香花铺白钨选矿中,原矿中WO3品位0.24%,原有选矿工艺只获得WO3品位65%、回收率60%的钨精矿。采用常温常压强抑强补钨矿浮选技术进行工艺改进后,获得了WO3品位69.07%、回收率81.32%的白钨精矿。钨回收率提高21.32%!
在江西香炉山尾矿钨选矿回收试验研究中,原矿(尾矿库样)WO3品位0.2%,采用浮硫—细磨—粗精矿再磨—加温精选流程,获得钨精矿WO3品位54.10%,回收率46.11%。
在广东某钨矿选矿中,原矿WO3品位0.1%(可回收的白钨矿物占比80%),采用常温常压强抑强捕浮选技术,获得钨精矿WO3品位65.25%,回收率60.23%(对白钨矿为76.76%)。
2.2 金选矿
   金矿一般以单质金或与铜、铅锌等硫化矿伴生形式存在,常用的金选矿技术有重选、浮选等选矿工艺。
我院在原矿金含量为4.31g/t的山东平度县石桥金矿选矿试验研究中,采用磨矿-粗选-扫选-精选试验流程,获得金品位80.73g/t,回收率89.4%的金精矿。
对于高砷高硫的金矿,则需采用选冶联合流程。如在原矿金含量为2.56g/t、砷0.9%的隆回高砷高硫金矿选矿试验研究中,采用磨矿-浮选-氧化焙烧-氰化浸出流程,获得金回收率为83.35%的技术指标。
在湘西金矿鱼儿山矿段矿石选矿试验中(原矿金品位6.08g/t,锑0.83%,钨0.17%)。采用重选-弱磁-重选试验流程,获得金品位114.26g/t、锑品位25.32%的金锑精矿,金锑回收率分别为79.31%和94.56%。同时还获得WO3品位67.41%、回收率41%的钨精矿。
山东省莱州市仓上金矿大露天原生矿选冶试验研究中(原矿金品位3.95g/t),采用一粗一扫一精试验流程,获得金品位38.22g/t、回收率97.97%的浮选精矿。获得银产品:银回收率82.44%。
湖北金石黄金有限责任公司某金矿选矿试验研究中,由于金呈极微细包裹嵌布,选别难度相当大,原矿金品位6.01g/t,在多家兄弟单位仅能获得金品位22-25%,回收率25-30%左右的金精矿产品的情况下,我院采用“浮金粗精矿酸洗-除钙中矿酸洗”流程,可获得金品位42.67%、回收率58.79%的金精矿以及金品位14.68g/t、回收率21.38%的金中矿产品,相比之下,金品位和回收率均得到大幅度提高。
2.3银选矿
银主要以螺状硫银矿、辉银矿和银的复硫盐类矿物等形式存在,属难选矿物,常采用重选、浮选等选矿工艺。我院在原矿银品位464g/t的内蒙查干布拉根银矿试验研究中,采用堆浸-浸渣粗磨磁选-磁精矿氯盐焙烧-焙砂细磨氰化-贵液锌置换工艺流程,可获得银回收率为82.44%的技术指标。
2.4锂选矿方面
   锂矿主要以锂辉石、锂云母等形式存在,通常采用浮选方法处理。而锂辉石常与绿柱石共生,其相似的可浮性使它们浮选分离成为目前世界性难题。长沙矿冶研究院经过多年的试验研究,提出了“脱泥浮选-反浮选脱硅”的选矿技术工艺。该工艺应用于四川某锂矿选矿试验研究中,获得了Li2O品位6.1%、回收率75%的锂精矿。锂精矿Li2O品位达到了一级品,回收率也有了明显提高。
2.5铜矿选矿方面
我国铜矿贫矿多、富矿少,平均品位0.87%;伴生矿多、单一矿少,多与铅、锌、钼等金属伴生。一般采用混合浮选-铜、硫等硫化矿分离流程。该工艺对硫化矿分离中抑制对象的选择十分重要,抑制对象选择不当,不但增加后续活化药剂用量,且回收率很难提高。如在湖北阳新鑫晟矿业铜钨矿铜硫选矿作业中,原选矿厂采用活化浮铜工艺,只获得Cu品位16.14%、回收率73.1%的铜精矿,活化药剂量很大,且硫未有效回收。而采用我院推荐的石灰抑硫浮铜工艺流程,获得的铜精矿Cu品位由原来的16%提高到24.46%、回收率(73.38%)也略有增加,同时还获得了S品位35.35%、回收率78.87%的硫精矿。

2.6钼选矿方面
常规的钼矿浮选中采用的直接磨矿浮选工艺很容易使钼矿泥化而导致最终精矿钼品位和回收率不高。针对常规钼矿浮选中存在的问题,我院进行了深入研究,提出在合适的药剂制度条件下,采用粗精矿再磨-浮选流程的阶段磨浮工艺,在钼浮选技术应用上获得了很好的指标。
如在浙江漓铁集团有限公司某单钼矿试验研究中,原矿Mo品位0.39%,原选矿厂采用直接磨矿-浮选工艺流程,只能获得Mo品位约45%、回收率不到50%的钼精矿;而采用粗精矿再磨-浮选工艺流程,可获得Mo品位50.35%、回收率71.91%的钼精矿。钼品位提高5.35%,钼回收率提高21.91%!钼品位及回收率得到了大幅提高。
对于浙江漓铁集团有限公司另外一种钼矿选矿试验,原矿Mo品位0.79%,采用粗精矿再磨精选工艺流程,可获得Mo品位51.23%、回收率87.55%的钼精矿。
2.7铅锌选矿方面
我国铅锌矿多与铜、铁等金属伴生。在选铁中铅锌杂质含量对铁精矿品质(特别对直接炼钢的铁精矿)影响很大,而铁精矿铅锌除杂技术是目前混合铅锌铁矿的一个技术难点。
在首钢秘铁混合铅锌铁矿选矿试验研究中,由于原矿铅锌已部分氧化,铁精矿铅锌硫杂质含量高,采用一般的磁选、浮选流程很难将铁精矿铅锌含量降至0.04%(炼钢水平)以下。长沙矿冶研究院经过多年研究,采用磨矿-磁选-细磨-磁选-浮选-磁选-浓缩-酸洗的选-冶联合流程,最终获得了Fe品位71.58%、Pb含量0.024%、Zn含量0.027%、S含量0.12%的铁精矿,铁精矿铁回收率为81.76%,铁精矿各指标均达到直接炼钢的要求。而在铅锌回收试验研究中,根据该矿石铅锌部分氧化的特点,我院经过详细研究,提出了在选择合适的抑制剂和活化剂条件下,采用优先浮铅后浮锌最后浮硫的试验工艺流程,最终获得了Pb品位13.09%、回收率27.49%和Zn品位23.05%、回收率15.49%的铅锌混合精矿和Zn品位52.36%、回收率40.63%的锌精矿以及S品位44.37%、回收率40.78%的硫精矿。铅锌硫资源也得到了很好的回收。
在翠宏山铁锌矿锌选矿试验研究中,锌原矿品位1.61%,经磁选选铁、浮选选锌的磁、浮流程,可获得锌品位52.80%、回收率81.10%的锌精矿。
2.8稀土矿选矿
我国稀土资源分布集中,轻、重稀土呈现北轻南重特点,为多金属共生矿,并与脉石矿紧密共生。稀土选矿一般多采用重选、浮选、磁选或重、磁、浮联合流程,稀土与铁矿物及脉石矿物紧密共生.且物化性质相近,分离和回收稀土矿物难度极大。长沙矿冶研究院经过多年研究,在稀土选矿技术工艺方面作出了重要贡献。
针对包头稀土矿物中铁、稀土、铌等多金属伴生(铁品位34.98%,REO品位5.5%)、稀土与铁矿物及脉石矿物紧密共生等特点。成功开发“弱磁选-强磁选-浮选”工艺技术,并研制出新一代稀土捕收剂—H205,获得了REO平均品位55.62%、回收率18.57%的混合稀土精矿,较改造前采用的弱磁选-半优先半混合浮选-重选-浮选流程所获得的选矿指标,稀土回收率提高4-6倍!稀土选矿新工艺和新药剂的成功开发成为我国稀土选矿工业步入快速发展期的重要转折点。
在姑婆山稀土矿提取稀土新工艺研究中,针对硫酸铵渗浸-碳酸氢铵沉淀原工艺流程存在稀土精矿过滤困难、草酸污染严重等问题。长沙矿冶研究院提出渗浸-澄清-沉淀-灼烧的新工艺,以高浓度硫铵浸泡、低浓度硫铵淋洗方式,用碳铵代替草酸沉淀稀土,得到晶形碳酸稀土,晶形碳酸稀土再灼烧得到REO。新工艺采用碳铵代替草酸,解决了过滤难问题,消除了草酸毒性,浸出率较原工艺提高20%,稀土总回收率>80.76%。该工艺具有独创性、新颖性和实用性,具有国内先进水平。
在包头铁矿选铁尾矿中回收稀土矿物研究中,采用我院推荐的重选-优先浮选流程,获得REO品位45-48%、回收率60-65%稀土精矿和Fe品位64-65%、回收率80%的铁精矿以及F品位38-40%、回收率45-50%的萤石精矿。
在包头主东贫氧化矿(原矿铁品位32.16%,REO4.69%)回收铁、稀土试验研究中,采用我院推荐的弱磁-强磁选-浮选流程,在磨矿-200目90%时,获得铁品位65.55%、含氟0.46%、含磷0.065%的铁精矿、铁回收率71.44%,以及REO品位46.6%、回收率31%的稀土混合精矿。
3、非金属矿选矿
3.1钾石矿选矿
   某钾石矿氯化钾含量71%左右,氯化钠含量20%左右,其余为钙盐、镁盐及黏土。通过详细试验研究,我院提出了在KCL及NaCL饱和溶液条件下,采用磨矿粗选-扫选-精选试验流程,以羧甲基纤维素和十八胺混合药剂作浮选药剂,最终可获得了品位95%以上(以氯化钾含量计)的精矿,氯化钾获得有效回收。
3.2钾长石除钙
某钾长石中氧化钙含量为3.2%,不能满足陶瓷生产要求。通过试验研究,我院提出了在不改变现有选矿工艺流程的基础上,采用磨矿-粗选-扫选的精矿除钙试验流程,获得了氧化钙含量为0.45%的浮选精矿

 

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