攀西某铜矿尾矿资源化利用研究-sup-①-_sup-_杨进忠.pdf
攀西某铜矿尾矿资源化利用研究 ① 杨进忠1,2, 周家云1,2, 毛益林1,2, 陈晓青1,2, 刘小府1,2 1.中国地质科学院矿产综合利用研究所,四川 成都 610041; 2.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心,四川 成都 610041 摘 要 针对攀西某低品位尾矿进行了资源化利用技术研究。 结果表明,针对含铜 0.039%、含钴 0.005 2%的尾矿矿样,采用“铜钴 混合浮选-铜钴分离”工艺,可获得 Cu 品位13.38%、回收率21.19%的铜精矿和 Co 品位0.32%、回收率17.20%的硫钴精矿;对混合浮 选后的尾矿采用“弱磁选-强磁选-重选”联合工艺,可获得 TFe 品位60.99%、回收率 7.12%的铁精矿和 K2O 品位 8.67%、回收率 30.68%的云母精矿;对选云母后的尾矿开展多功能矿物硅肥制备研究,可获得有效硅以 SiO2计含量 38.75%的多功能矿物硅肥。 该技术可实现攀西某铜矿尾矿减量 56%以上。 关键词 铜矿尾矿; 云母; 硅肥; 铜钴分离; 铜精矿 中图分类号 TD982文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.05.012 文章编号 0253-6099201905-0044-05 Resource Utilization of Copper Tailings from Panzhihua-Xichang Region YANG Jin-zhong1,2, ZHOU Jia-yun1,2, MAO Yi-lin1,2, CHEN Xiao-qing1,2, LIU Xiao-fu1,2 1.Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources, CAGS, Chengdu 610041, Sichuan, China; 2.Research Center of Multipurpose Utilization of Metal Mineral Resources of China Geological Survey, Chengdu 610041, Sichuan, China Abstract The resource utilization technologies for low-grade tailings from Panzhihua-Xichang Panxi region are presented. A flowsheet consisting of Cu-Co bulk flotation and Cu-Co separation is adopted to process the tailings containing 0.039% Cu and 0.005 2% Co, resulting in the Cu-Co bulk concentrate grading 13.38% Cu and 0.32% Co with recoveries of 21.19% Cu and 17.20% Co. A flowsheet consisting of low intensity magnetic separation, high intensity magnetic separation and gravity separation is then used to beneficiate bulk flotation tailings, yielding an iron concentration grading 60.99% TFe at 7.12% recovery and a mica concentration grading 8.67% K2O at 30.68% recovery. After the mica is separated out, the tailings is used to prepare silicon fertilizer, producing a multifunctional mineral silicon fertilizer with SiO2grade of 38.75%. It is concluded that with these measures, the copper tailings of Panxi region can be reduced by more than 56%. Key words copper tailing; mica; silicon fertilizer; Cu-Co separation; copper concentrate 尾矿资源是金属、非金属矿山废弃物中数量最大、 综合利用价值最高的一类资源。 其中,产生量最大的 是黑色金属矿、有色金属矿采选业,铁、铜、金尾矿占尾 矿总量的 83%。 资料显示2011 年以来,国内矿山年 排放尾矿量高达 15 亿吨以上;截至 2013 年底,我国尾 矿累计堆存量为 146 亿吨。 尾矿资源主要用于充填开 采60% 和建材 40%,2013 年综合利用率仅为 18.9%,综合利用潜力巨大[1-2]。 尾矿的大量堆存不仅占用农林土地资源,也造成 大面积土壤及水体重金属污染,给周边生态环境、生 产、生活安全带来严重威胁。 近几年,各相关部门在发 布实施的矿产资源总体规划中,鼓励矿山企业利用废 石、尾矿等废弃物,高效分离、提取回收有价组分,生产 建材产品、井下充填、无害化堆存,并取得较多科研成 果,但仍存在产品附加值低、资源化利用水平不高等诸 多问题。 因此,研究尾矿高效资源化利用新技术,开发 尾矿处置新工艺,形成尾矿废弃物减量化、再利用、资源 化、无害化生产过程,对实现节约和综合利用尾矿资源、 ①收稿日期 2019-04-05 基金项目 中国地质调查项目资助DD20160337 作者简介 杨进忠1966-,男,甘肃武山人,高级工程师,主要研究方向为复杂难选多金属矿分离技术、稀贵金属矿产综合利用技术、低品 位粘土钒矿选冶工艺技术、尾矿资源化利用技术、选矿药剂研究等。 第 39 卷第 5 期 2019 年 10 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №5 October 2019 ChaoXing 保护环境、提高矿产资源利用水平具有重要意义[2-6]。 1 矿石性质 矿石主要化学成分分析结果见表 1。 表 1 矿石主要化学成分分析结果质量分数 / CuSCoTFePbZnVTREOF 0.0390.290.005 27.660.0110.005 40.0180.110.58 Al2O3SiO2Na2OK2O CaOMgO P2O5 Ag1Au1 13.3452.032.993.215.762.210.697.110.16 1 单位为 g/ t。 矿石中金属矿物含量较少,以黄铁矿、磁铁矿和赤 铁矿为主,次为黄铜矿、辉钼矿、褐铁矿等。 非金属矿物为主体矿物,以钠长石、石英、黑云母、 白云母、白云石为主,次为微斜长石、正长石、绿泥石、 方解石、菱铁矿等。 经电镜分析、能谱面分析、相簇分析、X 射线分析 等可知,铜主要富集在黄铜矿中,其次富集在斑铜矿 中,极少量富集在辉铜矿中;钾和镁主要赋存于云母 中,云母矿物主要类型为黑云母;钠主要赋存于钠长石 中,其次在角闪石中。 试样粒度筛析结果见表 2。 表 2 粒度筛析结果 粒级 / mm 产率 / % 品位/ %分布率/ % CuCo K2O SCuCo K2O S 0.31.15 0.154 0.005 63.150.224.411.071.171.37 -0.30.1514.290.066 0.004 33.75 0.1223.5610.2117.459.33 -0.150.07439.740.031 0.004 63.20 0.1230.7730.4041.4225.96 -0.0740.045 27.130.026 0.006 92.790.2417.8231.4624.92 35.84 -0.0450.0380.380.050 0.008 51.970.31 0.480.540.240.64 -0.03817.010.054 0.009 3 2.670.2922.9626.3214.8026.86 合计100.00 0.040 0.006 03.070.18 100.00 100.00 100.00 100.00 对尾矿矿样进行粒级筛析表明,-0.150.074 mm 和-0.0740.045 mm 粒级中 Cu、Co、K2O、S 均分布较多, 细粒级-0.038 mm 级别中 Cu 金属分布率为 22.96%, Co 金属分布率为 26.32%,表明相当一部分铜矿物在 微细粒级中分布。 2 试验方法 2.1 试验原则流程 结合矿石资源特性,在对尾矿中有价金属提取回 收的过程中,加强对伴生组分的综合回收利用,采用新 工艺、新技术,解决共、伴生组分综合回收利用中存在 的问题,以获得较优的技术经济指标。 采用“重磁浮梯次回收有用矿物-尾矿制硅肥”的 原则工艺流程,在回收利用有价元素基础上,有效脱除 尾矿中的硫化物及有害重金属元素,使有害的尾矿资 源变成可利用的云母精矿与硅肥产品,实现了该铜尾 矿的资源化及无害化。 铜尾矿综合利用试验原则流程见图 1。 小型试验均采用实验室规模的试验设备,包括棒 磨机、单槽浮选机、弱强磁选机、摇床、马弗炉等。 浮选 药剂、焙烧助剂多为常规药剂,T-22 为成都综合所自 主研发的高效黄铁矿抑制剂。 2.2 有价金属元素回收试验 由工艺矿物学分析结果可知,铜主要富集在黄铜 矿中,其次富集在斑铜矿,极少量富集在辉铜矿中,钴 主要以类质同象或包裹体存在于黄铁矿中。 由于尾矿 样品中铜、钴含量极低,为使铜、钴得到最大程度回收 富集,可考虑先将这两种矿物混合浮选后再将其分离, 得到铜精矿产品及硫钴精矿产品,以达到富集铜矿物 和钴矿物的目的。 2.2.1 铜钴混合浮选试验 试验采用碳酸钠作为 pH 调整剂,水玻璃作为抑 制剂,丁基黄药及 Z200 为捕收剂,2#油为起泡剂。 经 过一次铜钴混合粗选、五次混合精选、两次混合扫选, 得到铜钴混合精矿及混合浮选尾矿。 铜钴混合浮选闭 路试验结果见表 3。 由铜钴混合浮选闭路试验结果可知,经过 5 次混 合精选的铜钴混合精矿 Cu 品位为 2.81%,回收率为 24.22%。 同时,该铜钴混合精矿 Co 品位为 0.28%,后 续可考虑对其进行回收利用,产出一个合格的硫钴精 矿产品。 2.2.2 铜钴分离试验 目前铜钴分离工艺主要为抑硫钴浮铜,实质上就 是铜矿物与含钴黄铁矿的分离,石灰为黄铁矿最常用 的抑制剂之一。 通过前期探索试验发现,单用石灰作 为黄铁矿抑制剂效果一般,而采用其他诸如铁血盐、腐 殖酸钠等黄铁矿抑制剂也无法达到预期的效果,故考 虑直接采用石灰作为主抑制剂,同时加入自主研发的 一种新型高效黄铁矿抑制剂 T-22 与石灰配合使用。 以试验获得的铜钴混合精矿为给矿,经过一次铜钴分 离粗选、一次精选、两次扫选得到铜精矿与硫钴精矿。 铜钴分离闭路试验结果见表 4。 由铜钴分离闭路试验结果可知,经过一次粗选、一 次精选的铜精矿 Cu 品位为 13.38%,作业回收率为 87.51%;经过两次扫选的硫钴精矿 Co 品位为 0.32%, 作业回收率为 94.61%。 54第 5 期杨进忠等 攀西某铜矿尾矿资源化利用研究 ChaoXing 铜硫 粗选 原矿 药剂单位g/t 混合 扫选1混合 精选1 混合 精选2混合 扫选2 丁基黄药 Z200 2油 10 7 12 丁基黄药 Z200 2油 10 7 12 水玻璃 丁基黄药 Z200 375 2.5 2 碳酸钠 丁基黄药 Z200 2油 1500 40 20 32 水玻璃 250 水玻璃125 混合 精选3 铁精矿 弱 磁选 尾矿2 摇床 重选 强 磁选 尾矿1云母精矿 重 选 磨矿 -0.075 mm占85 磨矿 -0.038 mm占93.65 磨矿 -0.045 mm占90.51 分离 粗选 硫钴精矿 铜精矿 分离 扫选1分离 精选 分离 扫选2 石灰 T-22 六偏磷酸钠 68 68 136 石灰 T-22 六偏磷酸钠 34 34 13.6 Z2000.4 Z2000.4 混合 精选4 混合 精选5 硅肥原料 硅肥产品 尾矿资源化利用流程 有价元素回收利用流程 焙烧 图 1 铜尾矿综合利用试验原则流程 表 3 铜钴混合浮选闭路试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % CuCoCuCo 铜钴混合精矿0.342.810.2824.2218.18 尾矿99.660.0300.004 375.7881.82 原矿100.000.0390.005 2100.00100.00 表 4 铜钴分离闭路试验结果 产品 名称 作业产率 / % 品位/ %作业回收率/ % CuCoCuCo 铜精矿18.3813.380.08187.515.39 硫钴精矿81.620.430.3212.4994.61 给矿100.002.810.28100.00100.00 64矿 冶 工 程第 39 卷 ChaoXing 2.3 铁矿物回收试验 由工艺矿物学研究结果可知,尾矿样品中含有磁 铁矿、赤铁矿、褐铁矿等含铁氧化矿物,矿物含量为 5.10%。 由于磁铁矿具有强磁性,可考虑通过弱磁选 工艺对其进行回收。 以铜钴混合浮选后的尾矿作为给 矿,进行弱磁选铁试验,磁场强度条件试验结果见图 2。 磁场强度/T 70 65 60 55 50 14 12 10 8 6 4 2 0 0.080.100.120.14 TFe品位/ 作业回收率/ ◆ ◇ ◆ ◇ ◆ ◇ ◆ ◇ 图 2 铁矿物回收试验结果 从铁矿物弱磁选试验结果可知,随着磁场强度从 0.08 T 增加到 0.14 T,铁精矿 TFe 品位从 64.08%降至 54.59%,作业回收率从 6.16%增至 11.51%。 考虑到产 出一个品位、回收率较佳,可直接售出的合格铁精矿, 确定磁场强度为 0.1 T,此时铁精矿作业产率 0.85%, TFe 品位 60.99%,作业回收率 7.14%。 2.4 云母矿物回收试验 工艺矿物学研究结果表明,尾矿样品中含有大量 的云母矿物,占样品总矿物量的 14.75%,主要以黑云 母为主,应对其进行回收利用。 目前云母回收主要是浮选工艺,少量采用诸如“重 选-浮选”“磁选-浮选”等以浮选为主的联合工艺,而浮 选工艺主要有两种一种是在酸性矿浆pH=2~4条 件下,用阳离子捕收剂浮选云母,该方法由于矿浆 pH 值较低,易对管道及设备造成腐蚀,故对设备耐强酸腐 蚀要求较高;另一种是在中性或弱碱性矿浆条件下,用 阴离子捕收剂浮选云母,该方法对设备要求不高,但云 母精矿产品质量及回收率均不及酸性矿浆浮选法。 同 时,2 种浮选工艺均需使用大量化学药剂,药剂消耗 大、生产成本较高、生产操作环境恶劣,含有大量药剂 成分的回水需经过复杂的处理才能循环利用,不利于 水资源的循环利用和环境保护,不符合国家有关环境 保护和节能减排的政策要求。 本文旨在探索一种经济合理且无化学污染的选矿 回收工艺途径,实现对该尾矿有价元素的回收利用,避 免利用过程中的再度污染。 由于云母矿物具有弱磁性, 可考虑采用强磁选工艺对其进行初步富集回收,然后对 富集的粗精矿进行重选精选,得到优质的云母精矿。 2.4.1 强磁粗选试验 黑云母比磁化系数为57.81~52.6010 -9 m3/ kg, 具有弱磁性,可采用强磁选工艺对其进行富集,抛除大 量尾矿,减少下一步精选作业入选量。 以选铁后的尾矿 为给矿,进行了磁选试验,磁场强度条件试验结果见图3。 磁场强度/T 5.0 4.6 4.2 3.8 3.4 75 60 45 30 0.40.60.81.21.0 K2O品位/ 作业回收率/ ◆ ◇ ◆ ◇ ◆ ◇ ◆ ◇ ◆ ◇ 图 3 强磁粗选试验结果 从磁选试验结果可知,随着磁场强度增加,K2O 品 位及作业回收率均呈现先快速增加后趋于平缓的趋 势。 综合考虑云母矿物 K2O 品位及作业回收率,确定 磁场强度为 1 T。 2.4.2 重选精选试验 以磁选粗精矿为给矿进行了重选精选试验,试验 流程见图 4,结果见表 5。 磁选粗精矿 分 级 尾矿 -0.074 mm0.074 mm 重 选 云母精矿中矿 重轻 图 4 重选精选试验流程 表 5 重选精选试验结果 产品名称作业产率/ %K2O 品位/ %作业回收率/ % 云母精矿26.178.6751.75 中矿18.253.8315.95 尾矿55.582.5532.30 给矿100.004.38100.00 从重选精选试验结果可知,直接抛除-0.074 mm 粒 级产品作为尾矿,剩余0.074 mm 粒级进入摇床重选, 可获得 K2O 品位 8.67%、作业回收率 51.75%的云母精 矿;最终云母精矿作业产率 26.17%对原矿 11.36%、 K2O 品位 8.67%、作业回收率 51.75%对原矿 30.68%。 2.5 多功能矿物硅肥制备试验 硅肥是枸溶性矿物肥料,是指以有效硅为主要标 74第 5 期杨进忠等 攀西某铜矿尾矿资源化利用研究 ChaoXing 志量的各种肥料。 它是由含二氧化硅的原料一般以 炼铁炉渣、钾长石、海矿石、赤泥、粉煤灰等作为主要原 料经一定工艺加工而成的以复合硅酸盐为主的复杂 混合物,没有明确的分子式和相对分子质量。 硅是农 作物生长所需重要营养元素,硅肥可调节农作物在不 同阶段对氮、磷、钾等元素的营养需求,可改善农作物 营养成份,还可降低工业污水中重金属对农作物造成 的污染,并对红土壤和盐碱地的土壤结构改良起到特 别的作用。 该铜矿尾矿样品中 SiO2品位 52.30%,如能将其 制成多功能矿物硅肥,可实现大量尾矿的资源化及减 尾化,变废为宝,化害为利,为该类型尾矿资源化及企 业绿色矿山建设提供技术支撑。 以云母选别后的尾矿为原料进行多功能硅肥制备 试验,试验原则流程见图 5,试验条件主助剂碳酸钙, 辅助助剂碳酸钠。 硅肥原料样品∶主助剂∶辅助助剂用 量为20∶10∶1.5,焙烧温度 1 200 ℃,焙烧时间 0.33 h。 焙烧 主助剂 多功能矿物硅肥产品 尾矿 辅助助剂 图 5 硅肥制备试验原则流程 最终多功能矿物硅肥产品有效硅含量以 SiO2 计38.75%,可消耗云母选别后的尾矿 43.59%,在多 功能硅肥制备一项上即可实现减尾 43%以上。 3 结 语 1 根据矿石工艺矿物学性质,针对该低品位铜矿 尾矿分别进行了不同选矿工艺的试验,确定了最适合 该矿石的“浮磁重梯次回收有用矿物-尾矿制硅肥”的 工艺技术路线,在回收利用有价元素基础上,使难利用 的尾矿资源变成了铜精矿、硫钴精矿、铁精矿、云母精 矿与硅肥产品,实现了铜矿尾矿的资源化及减量化。 2 该铜矿尾矿有价元素含量极低,嵌布粒度较 细,回收存在较大困难,试验过程中存在流程作业线 长、药剂添加点多、操作控制难等问题。 根据矿石工艺 特性及技术难点,提出“铜钴混选-铜钴分离”,得到铜 精矿、硫钴精矿产品。 浮选尾矿“磁重联合选云母-尾 矿焙烧制硅肥”,使尾矿在回收云母矿物后可以焙烧 获得多功能矿物硅肥。 3 研发的“浮磁重梯次回收有用矿物-尾矿制硅 肥”的工艺流程,可获得 Cu 品位 13.38%、回收率 21.19% 的铜精矿,Co 品位 0.32%、回收率 17.20%的硫钴精矿, TFe 品位 60.99%、回收率 7.12%的铁精矿和 K2O 品位 8.67%、回收率 30.68%的云母精矿以及有效硅以 SiO2计含量 38.75%的多功能矿物硅肥产品;该工艺 技术方案可使该铜矿尾矿减量 56%以上。 研究的工 艺技术方案完全适应该类尾矿矿物组成特性。 试验确 定的工艺流程合理,实际可操作性强。 参考文献 [1] 田 键,申盛伟,叶 斌,等. 铜尾矿资源化利用与处置新工艺[J]. 矿产综合利用, 2016,635-9. 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