DDY3与硫化钠分离某铜钼混合精矿效果比较

2014-08-11 14:19杨洪英陈国宝郭键柄刘子龙
金属矿山 2014年9期
关键词:硫化钠矿浆精矿

王 鑫 杨洪英 陈国宝 郭键柄 刘子龙,2

(1.东北大学材料与冶金学院,辽宁 沈阳 110819;2.中国黄金集团内蒙古矿业有限公司,内蒙古 满洲里 021400)

DDY3与硫化钠分离某铜钼混合精矿效果比较

王 鑫1杨洪英1陈国宝1郭键柄1刘子龙1,2

(1.东北大学材料与冶金学院,辽宁 沈阳 110819;2.中国黄金集团内蒙古矿业有限公司,内蒙古 满洲里 021400)

内蒙古某铜钼混合精矿铜品位为26.14%、钼品位为0.93%,由于受磨矿、混浮过程中产生的铜离子活化,导致铜钼分离困难。现场采用15 kg/t的硫化钠抑铜浮钼,不仅铜钼分离效果不好,而且会造成尾矿库及选矿厂周边环境污染。为解决上述问题,东北大学相关课题组分别对硫化钠和自制的DDY3用量进行了研究,并对比了DDY3和硫化钠对矿浆浓度、pH值变化的适应性,以及DDY3和硫化钠药液失效时间。结果表明:①DDY3的用量远低于硫化钠,DDY3对矿浆浓度、pH值变化的适应能力明显强于硫化钠,且DDY3的失效缓慢程度远胜于硫化钠。②在矿浆浓度均为25%、pH值均为10.5情况下,选用15 kg/t的现用现配硫化钠为抑制剂,钼精矿钼品位为9.65%、钼回收率为16.23%,铜精矿铜回收率为98.96%;选用1 kg/t的现用现配DDY3为抑制剂,钼精矿钼品位达10.80%、钼回收率达61.33%,铜精矿铜回收率为94.39%。DDY3替代硫化钠用于该铜钼混合精矿的分离,具有高效、环保特征。

铜钼混合精矿 铜钼分离 抑制剂 硫化钠 DDY3

硫化钠是我国铜钼矿浮选分离中常用的铜矿物抑制剂,其对给矿的用量一般在10 kg/t 以上,有时甚至高达60 kg/t,用量大时单是硫化钠的成本就超过回收的钼精矿的价值[1-4]。内蒙古某大型低品位铜钼矿选矿厂铜钼混合精矿分离浮选就以硫化钠为抑制剂,即使用量高达15 kg/t,铜钼分离效果仍不理想,且硫化钠的大量使用所带来的环境污染问题也困扰着该矿山的发展。

DDY3是东北大学研制的一种高效、环保型新抑制剂,为解决该矿山所遇到的问题,东北大学相关课题组在对现场铜钼混合精矿进行工艺矿物学研究的基础上,研究了DDY3和市售硫化钠在铜钼混合精矿分离浮选中的合适用量,并对比了DDY3和硫化钠对矿浆浓度、pH值、配制药液存放时间变化的适应性。

1 试 样

该铜钼混合精矿浮选分离困难的主要原因是,原矿中含有大量的次生铜,在磨矿、浮选过程中会产生大量的铜离子,其活化作用会严重影响抑制剂作用的发挥,从而导致铜钼浮选分离困难[5-7]。

该铜钼混合精矿中主要金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿、辉铜矿、铜蓝、砷黝铜矿等,斑铜矿、闪锌矿等少量;脉石矿物主要有石英、白云母、长石、高岭土和伊利石等。试样主要化学成分分析结果见表1。

表1 试样主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical components of the sample %

成 分CuMoSFeSiAl含 量26 140 9334 0427 706 131 40成 分AsZnKGaMgP含 量1 310 760 560 500 450 02

试样铜含量较高,达26.14%,而钼含量较低,为0.93%。

2 试验结果与讨论

试验采用XFD型0.5 L单槽浮选机,试验流程见图1。

图1 铜钼分离浮选试验流程

2.1 抑制剂硫化钠和DDY3用量试验

试验固定矿浆浓度为25%,矿浆pH=10.5(调整剂为氢氧化钠),抑制剂硫化钠和DDY3均为现用现配,试验结果见表2。

由表2可见:①无论采用硫化钠还是DDY3为铜钼分离浮选的抑制剂,随着用量的增大,钼精矿钼品位均上升、钼回收率均下降,铜品位和铜回收率均下降;以硫化钠为抑制剂,钼精矿钼回收率先显著下降后维持在低位、而铜回收率只有在硫化钠为15 kg/t时才降至低位;以DDY3为抑制剂,钼精矿钼回收率先微幅下降后下降加速、而铜回收率在DDY3为0.7 kg/t时即降至低位。②硫化钠用量为15 kg/t时,铜钼分离效果最好,钼精矿钼品位和钼回收率分别为9.65%和16.23%、铜回收率为1.04%;DDY3用量为1.0 kg/t时,钼精矿钼品位和钼回收率分别为10.80%和61.33%、铜回收率为5.61%,两相比较,DDY3比硫化钠更适合用作该铜钼混合精矿分离浮选的抑制剂。

表2 抑制剂硫化钠和DDY3用量试验钼精矿指标

2.2 硫化钠和DDY3对矿浆浓度变化的适应性试验

试验固定矿浆pH=10.5,抑制剂硫化钠和DDY3均为现用现配,硫化钠为15 kg/t、DDY3为1 kg/t,试验结果见表3。

表3 硫化钠和DDY3对矿浆浓度变化的适应性试验钼精矿指标

由表3可见:①无论采用硫化钠还是采用DDY3为铜钼分离浮选的抑制剂,随着矿浆浓度的提高,钼精矿钼品位均下降、铜品位均上升,铜、钼回收率均明显上升。②2种抑制剂均在矿浆浓度为25%时取得较理想的铜钼分离效果,但以硫化钠为抑制剂时,钼精矿钼品位和钼回收率分别为9.65%和16.23%、铜回收率为1.04%;而以DDY3为抑制剂时,钼精矿钼品位和钼回收率分别为10.80%和61.33%、铜回收率为5.61%。③以新型抑制剂DDY3替代现场抑制剂硫化钠,在钼精矿钼品位有所提高的情况下,钼回收率显著提高,且对矿浆浓度变化的适应能力显著增强。

2.3 硫化钠和DDY3对矿浆pH变化的适应性试验

铜钼分离抑制剂主要通过调节浮选电位实现铜钼分离[8-10],矿浆pH值对矿浆电位影响显著[11-13]。矿浆pH值试验固定矿浆浓度为25%,抑制剂硫化钠和DDY3均为现用现配,硫化钠用量为15 kg/t、DDY3为1 kg/t,试验结果见表4。

表4 硫化钠和DDY3对矿浆pH变化的适应性试验钼精矿指标

由表4可见:①以硫化钠为铜钼分离浮选的抑制剂,随着矿浆pH值的提高,钼精矿钼品位小幅上升、铜品位小幅下降,铜、钼回收率皆下降;而以DDY3为铜钼分离浮选的抑制剂,随着矿浆pH值的提高,钼精矿钼品位下降、钼回收率上升,铜品位和铜回收率均上升。②以硫化钠为抑制剂、pH=10.5的情况下,铜钼分离效果较好,对应的钼精矿钼品位为9.65%、钼回收率为16.23%、铜回收率为1.04%;以DDY3为抑制剂、pH=10.5的情况下,铜钼分离效果较好,对应的钼精矿钼品位达10.80%、钼回收率达61.33%、铜回收率为5.61%。

2.4 硫化钠和DDY3对放置时间变化的适应性试验

硫化钠和DDY3对放置时间变化的适应性试验固定矿浆浓度为25%,矿浆pH=10.5,硫化钠用量为15 kg/t、DDY3为1 kg/t,试验结果见表5。

表5 硫化钠和DDY3对放置时间变化的适应性试验钼精矿指标

由表5可见:①配制的硫化钠溶液放置1 d以后(含1 d),抑铜浮钼效果几乎完全丧失;随着配制的DDY3溶液放置时间的越长,钼精矿钼品位和钼回收率小幅下降、铜品位和铜回收率微幅上升。②硫化钠和DDY3均适合现配现用,但DDY3适应放置时间延长的能力远强于硫化钠。硫化钠现配现用时的钼精矿钼品位为9.65%、钼回收率为16.23%、铜回收率为1.04%,DDY3现配现用时的钼精矿钼品位达10.80%、钼回收率达61.33%、铜回收率为5.61%。

3 结 论

(1)内蒙古某铜钼混合精矿铜品位较高、钼品位较低,由于其原矿石中大量的次生铜在磨矿、浮选过程中产生的铜离子的活化作用,严重影响了抑制剂抑铜作用的发挥,从而导致铜钼混合精矿分离困难。

(2)在铜钼混合精矿浮选分离过程中,铜矿物抑制剂DDY3的用量远低于硫化钠的用量,DDY3 对矿浆浓度、pH值变化的适应能力明显强于硫化钠,且DDY3的失效时间远长于硫化钠。

(3)在矿浆浓度为25%、pH=10.5、现用现配硫化钠用量为15 kg/t情况下,钼精矿钼品位为9.65%、钼回收率为16.23%,铜精矿铜回收率为98.96%;DDY3现配现用时的钼精矿钼品位达10.80%、钼回收率达61.33%,铜精矿铜回收率为94.39%。

[1] 李 琳,吕宪俊,栗 鹏.钼矿选矿工艺发展现状[J].中国矿业,2012,21(2):99-103. Li Lin,Lu Xianjun,Li Peng.Development status of beneficiation process of molybdenum ore[J].China Mining Magazine,2012,21(2): 99-103.

[2] 张宝元.铜钼矿石的浮选及铜钼分离工艺[J].化工技术与开发,2010(5): 36-38. Zhang Baoyuan.Review on flotation and separation of copper and molybdenum ores[J].Technology & Development of Chemical Industry,2010(5): 36-38.

[3] 邱廷省.硫化钠在浮选中的应用技术现状[J].有色金属科学与工程,2012,3(6):39-43. Qiu Tingsheng.Application situation of sodium sulfide in the flotation[J].Nonferrous Metals Science and Engineering,2012,3(6):39-43.

[4] 俞 娟,杨洪英,周长志,等.某难选铜钼混合矿分离浮选试验研究[J].有色金属:选矿部分,2008(6): 6-8. Yu Juan,Yang Hongying, Zhou Changzhi,et al.Experimental study on separating a refractory copper-molybdenum mixed ore[J].Nonferrous Metals:Mineral Processing Section,2008(6): 6-8.

[5] 孙 伟,张 英,覃武林,等.被石灰抑制的黄铁矿的活化浮选机理[J].中南大学学报:自然科学版,2010,41(3):813-818. Sun Wei,Zhang Ying,Qin Wulin,et al.Activated flotation of pyrite once depressed by lime[J].Journal of Central South University: Science and Technology,2010,41(3): 813-818.

[6] 张亚辉,季婷婷,李 妍,等.Cu2+活化黄铁矿与黄铜矿的浮选分离[J].金属矿山,2011(12):46-49. Zhang Yahui,Ji Tingting,Li Yan,et al.Flotation separation of Cu2+activated pyrite and chalcopyrite[J].Metal Mine,2011(12): 46-49.

[7] 胡岳华,王淀佐.金属离子在氧化物矿物/水界面的吸附及浮选活化机理[J].中南矿冶学院学报,1987,18(5):501-508. Hu Yuehua,Wang Dianzuo.Mechanism of absorption and activation flotation of metallic ion on oxide mineral water interface[J].Journal of Central South Institute Mining and Metallurgy,1987,18(5):501-508.

[8] Chander S,Fuerstenau D W.Electrochemical flotation separation of chalcocite from molybdenite[J].International Journal of Mineral Processing,1983,10(2):89-94.

[9] 孙传尧,王福良,师建忠.蒙古额尔登特铜矿的电化学控制浮选研究与实践[J].矿冶,2001,10(1):20-26. Sun Chuanyao,Wang Fuliang,Shi Jianzhong.Study on electrochemical control flotation of copper ore in Erdenut Copper Mine in Mongolia[J].Mining & Metallurgy,2001,10(1):20-26.

[10] 孙水裕,宋卫锋.硫化矿电位调控浮选研究现状与前景[J].西部探矿工程,1997,9(3):1-4. Sun Shuiyu,Song Weifeng.Presence and prospect of sulphate ores flotation by potential regulation and control[J].West-China Exploration Engineering,1997,9(3):1-4.

[11] 曾锦明.硫化铜钼矿浮选分离及其过程的第一性原理研究[D].长沙:中南大学,2012. Zeng Jinming.Selective flotation and first-principles study on copper-molybdenum ore[D].Changsha:Central South University,2012.

[12] 欧乐明.铜钼混合精矿浮选分离矿浆电化学及电位调控浮选柱研究[D].长沙:中南大学,1998. Ou Leming.A study on the pulp electrochemistry of flotation separation for Cu-Mo bulk concentrate and potential-control flotation column[D].Changsha:Central South University,1998.

[13] 张丽荣,印万忠,丁亚卓.辉钼矿电位调控浮选试验研究[J].矿冶,2009,17(4):15-18. Zhang Lirong,Yin Wanzhong,Ding Yazhuo.Research on potential control flotation of molybdenite[J].Mining & Metallurgy,2009,17(4):15-18.

(责任编辑 罗主平)

Effect Comparison of Copper and Molybdenum Mixed Concentrate Separation by DDY3 and Sodium Sulfide

Wang Xin1Yang Hongying1Chen Guobao1Guo Jianbing1Liu Zilong1,2

(1.SchoolofMaterialandMetallurgy,NortheasternUniversity,Shenyang110819,China;2.ChinaGoldGroupInnerMongoliaMiningCo.,Ltd.,Manzhouli021400,China)

A copper and molybdenum mixed concentrate in Inner Mongolia contains 26.14% copper and 0.93% molybdenum.Activation of copper ions produced during the process of grinding and bulk flotation makes it difficult to separate copper from molybdenum.Sodium sulfide is added by 15 kg/t to realize molybdenum floatation and copper depression in on-site process.But it does not achieve the desired effect,even worse.It results in contamination of tailings dam and surroundings.To solve the problem,the dosages of sodium sulfide and self-made DDY3 are investigated respectively by the subject team of Northeastern University,the adaptation of DDY3 and sodium sulfide to the pulp density and pH are contrasted,and the failure time of DDY3 and sodium sulfide solution are found out.The results show that: ①The dosage of DDY3 is much lower than that of sodium sulfide,and DDY3 has a much better adaptability than that of sodium sulfide in the pulp density and pH variation.And the failure time of DDY3 is much slower than sodium sulfide.②Under the conditions of pulp concentration of 25% and pH of 10.5,molybdenum concentrate with molybdenum grade of 9.65% and recovery of 16.23%,and copper concentrate with copper recovery of 98.96% are

by adopting 15 kg/t fresh sodium sulfide.Molybdenum concentrate with molybdenum grade of 10.80% and recovery of 61.33%,and copper concentrate with copper recovery of 94.39% are received with 1 kg/t fresh DDY3.That DDY3 instead of sodium sulfide is used in separation of copper molybdenum mixed concentrate are high efficient and environmental-friendly.

Copper and molybdenum mixed concentrate,Separation of copper and molybdenum,Depressor,Sodium sulfide,DDY3

2014-05-29

国家自然科学基金项目(编号:51374066,51304047),辽宁省博士启动基金项目(编号:20131037)。

王 鑫(1990—),男,硕士研究生。通讯作者 杨洪英(1960—),女,教授,博士,博士研究生导师。

TD952,TD923+.14

A

1001-1250(2014)-09-052-04

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