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文档简介
旋流-静态微泡浮选柱回收镍矿工业尾矿中有价金属
中国锡矿资源十分匮乏。利用剩余矿作为二次资源的再利用和有用废物的再利用,对促进经济发展和环境保护发挥着重要作用。采用高效的选线和选线技术是尾矿综合利用的技术保证。动态微气泡旋转预冲泵是一种将选择性和回收率相结合的新型高效筛选设备,广泛应用于煤炭加工、金属矿筛选和非金属矿开采。根据尾矿独特的矿位浮选环境,采用矿物学分析方法,正确分析和评价主矿或元素的趋势、不同作业的集中性和分布规律,影响矿山质量。为了正确分析和评估不同矿山元素的含量、不同提取方法以及不同提取元素的性质和性质,需要进行各种精炼元素的相互内涵和性质。1测试1.1尾矿的矿物成分试验处理物料主要是工业生产尾矿,矿石原矿镍品位1.40%左右,尾矿镍品位0.24%左右.尾矿多元素分析结果见表1,尾矿中大量的脉石矿物成分为MgO和SiO2.入选原矿中镍的物相分析结果表明(见表2),硫化物中的镍品位0.17%,占镍矿物的主要部分.1.2矿体及矿物粉碎镍黄铁矿在酸性和碱性介质中具有较好的浮游性,同时铜离子对镍黄铁矿活化性能也较好,六偏磷酸钠对镍黄铁矿也具有较好的活化作用,影响其浮选性能的因素主要有镍黄铁矿的八面体解离以及裂隙中充填了大量磁铁矿和蛇纹石类含镁硅酸盐矿物.在磁铁矿和蛇纹石类矿物出露部位,浮选药剂很难在镍黄铁矿表面吸附;镍黄铁矿性质较脆,在破碎和磨矿过程中,其破碎表面易被磁铁矿和脉石矿物包围,且镍黄铁矿单体易造成过粉碎;部分镍黄铁矿在脉石矿物中呈星散状分布,粒度小于0.010mm,在磨矿过程中难以单体解离.磁黄铁矿主要呈半自形、他形晶粒状集合体产出,常与其它金属硫化物一起紧密地嵌布于脉石矿物颗粒间.磁黄铁矿的主要成分为Fe,S,部分赤铁矿含少量Ni,Co元素.黄铜矿呈半自形、他形粒状或粒状集合体产出,常呈细小粒状单独或与镍黄铁矿、赤铁矿一起嵌布于脉石矿物中,或者分布在赤铁矿、镍黄铁矿和磁铁矿的颗粒间.有少量黄铜矿呈细小粒状被包裹在磁铁矿中或与磁铁矿交代,影响黄铜矿的单体解离.脉石矿物主要有蛇纹石、橄榄石、辉石、滑石等,其中蛇纹石是最主要的脉石矿物.蛇纹石与金属硫化物的关系密切,在蛇纹石中常有镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、墨铜矿等细小包裹体,在浮选过程中主要影响精矿中氧化镁的含量.蛇纹石是一种硬度低、比重小的含镁脉石矿物,在磨矿过程中易碎、易泥化,沉降也困难,特别是在搅拌、充气条件下更难沉降,易与气泡一起进入泡沫产品.同时蛇纹石具有较大的表面自由能,在浮选过程中很容易吸附起泡剂,也有吸附黄药的特性.同时微细粒的蛇纹石比表面积大,自由能高,易附着在气泡上进入精矿,增加了精矿中氧化镁的含量.1.3旋流中矿浮选工艺试验研究试验采用旋流-静态微泡浮选柱进行分选,其工作原理见图1.该分选方法包括柱浮选、旋流分选、管流矿化3个部分.柱浮选用于原料预选,并借助其选择性优势得到高质量精矿,旋流分选用于柱浮选的进一步分选,并通过高回收能力得到合格尾矿,管流矿化是在引入气体并形成微泡的基础上,它用于旋流中矿的进一步分选并沿切向与旋流分选相连形成循环.通过前期试验的探索,确定试验流程为两粗三精闭路流程(见图2).一次粗选直径为400mm的浮选柱,二次粗选采用直径为300mm的浮选柱,一次精选、二次精选和三次精选分别采用直径为250,150和120mm的浮选柱各一台.通过72h半工业性试验,得到各项试验指标,如表3所示.2现代矿物学分析2.1产品分析2.1.1粒度对样品粒径的影响将试验样品分别经干筛和水析分级,得到>0.147,0.147~0.074,0.074~0.056,0.056~0.043,0.043~0.031,0.031~0.021,0.021~0.008及<0.008mm这8个粒级的产品.分级产品中,>0.074mm粒级为筛上产品,采用标准筛筛分,筛下产品采用旋流水析仪分级,各粒级标志粒度为标准石英颗粒水析分级后产品粒度.表4为原矿筛析和水析结果,可以看出,入选原矿粒度较细,<0.074mm占95%以上,<0.043mm含量为65.55%,<0.008mm的物料占总给料的30%以上.从给矿粒度检测结果可以看出产品粒级较宽,呈哑铃型分布,中间粒级0.074~0.043mm仅占4.44%,给选别作业带来不利影响,中间粒级镍品位高,达到0.37%,<0.008mm粒级镍品位仅为0.18%,但由于中间粒级的产率过小,其镍的分布率也很小,镍的分布率也呈哑铃型,>0.074mm粒级的镍分布率为36.20%,<0.043mm粒级约占60%左右.表5为精矿筛析和水析结果,由表5可知,精矿中随着粒度的减小,各粒级的产率逐渐增大,镍品位也逐渐增大,镍分布率也逐渐增加,说明浮选柱对细粒级的回收能力较好,且在<0.008mm粒级中,精矿产率为45.22%,镍品位为3.41%,产率和品位均为所有粒级中最高的,而入选原矿中该粒级的镍品位为所有粒级中最低的,说明浮选柱对该粒级的选择性较好,微细粒级的细泥夹带控制较好.在>0.043mm的粗粒级中,精矿的镍分布率仅为3.30%,浮选柱对粗粒级的回收能力较弱.表6为尾矿筛析和水析结果,由表6可知,尾矿中粗粒级和微细粒级占主要部分,中间粒级含量少,随着粒度的减小,镍品位也逐渐减小,说明粗粒级中的镍矿未完全解离,未得到回收而损失在尾矿中,<0.008mm粒级中,镍品位为0.13%,<0.043mm粒级的镍品位明显低于>0.043mm粒级的镍品位,浮选柱对<0.043mm粒级的回收能力较强,尾矿中>0.074mm粒级的镍的分布率为35.06%,明显高于精矿中该粒级镍的分布率.对照原矿、精矿、尾矿筛析和水析结果可以看出,物料中细粒部分得到了有效的回收,但粗粒部分的回收效果较差,入选原矿中>0.074mm的粗颗粒占26.11%,而精矿中仅占1.63%,这部分矿物大都属于连生体,所以回收难度较大.2.1.2含铁矿的矿物样品中金属硫化物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿,微量的针镍矿、辉铜矿;主要铁氧化物为磁铁矿、少量铬铁矿、微量钛铁矿;脉石矿物主要为蛇纹石、橄榄石、辉石、少量云母、方解石、长石、石英、绿泥石、白云石、磷灰石等.能谱定量结果见表7,精矿中的镍黄铁矿含量为5.90%,磁黄铁矿含量为75.68%,损失尾矿中的镍黄铁矿和磁黄铁矿含量分别为0.28%和2.03%.2.1.3尾矿中镍矿物的连生比例表8表明,入选原矿中单体含量由高到低依次为磁黄铁矿、镍矿物、铜矿物,即铜矿物的嵌布粒度最细,这与旋流水析的结果相吻合,铜的回收难度较大.由表7可知,尾矿中含有大量的磁黄铁矿(是镍矿物的8倍),且该类矿物主要以单体形式存在,主流程选别时又添加了硫酸铜活化剂,磁黄铁矿进入尾矿时已得到了充分活化,再选时该类矿物先于镍矿物上浮,从而影响了精矿品位的提高.表9表明,进入精矿中的镍矿物大部分都呈单体形式存在,给料中镍黄铁矿与脉石连生部分,基本上都留在了尾矿中,因此,镍矿物的单体解离是再回收利用的前提.而精矿中铜矿物的单体仅占一半,与脉石连生的比例接近30%,说明铜矿物的嵌布粒度要远细于镍矿物,所以相比镍矿物的回收,铜矿物的回收难度更大,而且铜精矿品位很难提高.尾矿中镍黄铁矿与脉石矿物连生的比例25%左右,其余或为单体,或与黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿连生.对细粒浮选设备来讲,单体解离的镍黄铁矿、与黄铜矿连生的镍黄铁矿以及部分与磁黄铁矿连生的镍黄铁矿理论上是可以回收的,镍黄铁矿单体解离度的高低是提高再选品位的前提,镍黄铁矿与脉石矿物、磁黄铁矿连生的比例是制约再选收率的主要因素.2.2矿物学影响因素分析2.2.1磁黄铁矿的单体解离度为了解磨矿产品中镍铜矿物的单体解离特性,对<0.074mm占60%,70%,80%,90%的4个粒级产品进行解离度分析,结果如图3所示.由图3可知,磨矿产品中镍铜矿物的单体解离并不好,即磨矿细度<0.074mm达到90%时,镍黄铁矿的单体解离度只有66.31%,黄铜矿的单体解离度只有59.06%,磁黄铁矿的单体解离度也只有70.06%.这主要是因为矿石的结构比较复杂,在镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿的解离和裂隙中充填了大量的磁铁矿和蛇纹石等矿物.这些磁铁矿和蛇纹石类矿物在磨矿中一部分已经解离,但仍有相当部分的磁铁矿和脉石矿物仍与镍黄铁矿、黄铜矿等硫化矿物连生.由于浮选流程是以生产铜镍混合精矿为目标的全硫化矿物浮选,所以将金属硫化物作为一个整体来考察其单体解离度发现,当磨矿细度<0.074mm达到90%时,金属硫化物集合体的单体解离度已达到85.44%,而其与脉石矿物的连生体仅占8.57%.2.2.2磁黄铁矿含镍的影响镍的赋存状态的影响.矿石中镍主要以金属硫化物状态存在,但也有少量以硅酸镍和氧化镍的形式存在.根据化学物相分析结果,矿石中氧化物中的镍占的2.10%,硅酸盐中镍占1.82%.在以分选硫化物为目标所采取的浮选药剂和流程,很难将氧化镍回收;而硅酸镍是不能用物理选矿方法将其中的镍回收的.镍黄铁矿结构的影响.矿石中镍黄铁矿的八面体解离和裂隙特别发育,在这些解理和裂隙中常有磁铁矿和脉石矿物填充,在磨矿中总有一部分镍黄铁矿颗粒表面被磁铁矿或脉石矿物包围或连生,从而影响浮选药剂与镍黄铁矿表面作用,使选矿回收率受到影响.镍黄铁矿细度的影响.在显微镜下进行粒度分析可知,矿石中有2.32%的镍黄铁矿粒度<0.010mm,这些镍黄铁矿绝大部分是在脉石矿物中以微细粒包裹体的形式存在的,磨矿中很难使其单体解离,在浮选过程中易损失在尾矿中.磁黄铁矿含镍的影响.磁黄铁矿是矿石中含量(8.15%)最多的金属硫化物,也是与镍黄铁矿关系最密切的矿物.根据X射线能谱分析,磁黄铁矿本身不含镍或含镍很低,磁黄铁矿中的镍主要是由于磁黄铁矿中有少量呈火焰状、羽毛状微细粒镍黄铁矿引起的,单矿物分析可知,磁黄铁矿平均含镍0.20%.磁黄铁矿中呈火焰状、羽毛状的微细粒镍黄铁矿在磨矿中是很难单体解离的,对选矿指标影响较大.在分选过程中,这部分镍与磁黄铁矿连生进入精矿,则降低镍精矿品位;进入尾矿,则影响回收率.脉石矿物含镍的影响.矿石中的脉石矿物中含少量的镍,这部分镍主要存在于橄榄石和蛇纹石中,经过化学分析,脉石矿物含镍为0.07%,这部分镍矿用物理选矿方法是不能回收的,最终将损失在尾矿中.有用矿物与脉石矿物间的“异性凝聚”是脉石矿物干扰有用矿物浮游的重要表现之一,随着矿物粒度变细,这种凝聚现象亦逐渐明显.Ewards等发现,矿泥覆盖层的形成与矿泥和硫化矿表面电荷有直接关系,蛇纹石矿泥在镍黄铁矿表面有较强的粘附能力,严重影响了镍黄铁矿的回收率.另外,对强蚀变的松散易碎矿石,常出现矿泥的“自凝聚”现象,主要表现在增加矿浆粘度,包裹细粒硫化矿粒子以及在粗粒硫化矿物表面形成较强的矿泥覆盖,从而破坏了浮选过程的选择性.尾矿中有部分微细粒单体黄铁矿未能回收.由表8可知,镍黄铁矿和黄铜矿的单体分别占15.16%和5.17%,损失的镍黄铁矿单体可能都是在细磨后微细矿物,粒度<0.01mm.克林斯和雷伊-拉克利夫计算了固体颗粒碰撞和气泡碰撞概率与颗粒直径之间的关系,当粒度<0.01mm时,颗粒受布朗运动力的作用,颗粒与气体的碰撞概率在0.01%~5%之间,碰撞概率太小,镍黄铁矿得不到有效矿化,故其会损失在尾矿中.2.2.3气泡尺寸对矿粒浮选的影响在矿浆中矿粒被气泡捕获的概率P可表示为式中:Pc是矿粒与气泡的碰撞概率;Pa是粘着概率;Pd是脱落概率.Yoon等研究得到矿粒被气泡捕获模型式中:A和n是随雷诺数而变的参数;ti是浮选感应时间,矿粒与气泡间水化膜从变薄、破裂到排出所需的时间,Ub是气泡上升的速率;Dmax是稳定粘附在气泡上矿粒的最大粒度.由式(1)~(3)可知,气泡尺寸的减小会使Pc值增大;气泡尺寸的减小,虽不能延长矿粒与气泡的接触时间,在非惯性接触条件下,甚至将减少接触时间,但气泡尺寸的减少将显著减小矿粒浮选感应时间,从而矿粒在气泡表面的附着几率将随气泡尺寸的减小而增加.另一方面,Yoon认为,当气泡太小时,Pa也将随气泡尺寸的减小而降低.因而气泡尺寸的减小是有限度的,应控制在0.1~0.4mm为宜.粒度愈小,脱附概率愈小;粘附在气泡矿粒的最大粒度愈大,脱附概率愈小.Pa是矿粒粒度及气泡尺寸的函数,随矿粒粒度的减小而增大,也随气泡尺寸的降低而升高.但是气泡尺寸变得太小时,Pa也随之降低.旋流-静态微泡浮选柱是通过射流引射气体并把气体粉碎成泡,在较低射流压力条件下,不仅具有较高的充气量值,而且可以获得射流微泡,微泡的尺寸一般<0.5mm,其中0.1~0.4mm约占62%.当磨矿细度达到<0.02mm时,蛇纹石等脉石矿泥机械夹杂进入精矿的可能性增大,矿泥罩盖影响较粗粒级镍黄铁矿的回收效果可能性增大,部分已泥化的脉石覆盖在镍黄铁矿或其连生体上,降低了硫化镍的可浮性.旋流-静态微泡浮选柱高效的喷淋清洗装置降低了镍精矿中机械夹带的矿泥量,在旋流力场中,微细矿粒具有较大的惯性力,微细粒矿物中有更多的矿粒进入惯性碰撞接触范围,整个粒群的平均接触几率大为提高.由于离心力的差异,加上蛇纹石等脉石矿物与气泡的结合力原本就比镍黄铁矿等硫化矿物与气泡的结合力要小,使脉石颗粒和水从受包裹的絮团中挣脱,减少了非选择性夹带作用.在管流矿化段,不仅增加了难回收矿粒与气泡的作用时间,而且高紊流强度使矿粒、气泡的接触机会增加,在Pc的有关模型中,也可以得到Pc随紊流度的增加而增加.3浮选柱的回收能力1)旋流-静态微泡浮选柱
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