高含泥氧化礦分級聯合浸出技術試驗研究

王洪江,吳愛祥,張新普,張 儀,顧曉春

(1.北京科技大學土木與環境工程學院,北京100083;2.迪慶礦業開發有限責任公司,云南迪慶674500;3.云南銅業集團公司科技部,云南昆明650051)

溶浸采礦技術,由于投資少、成本低、污染小以及適合于復雜難處理礦石,是傳統采礦技術的有力補充[1-3]。堆置浸出是氧化礦的首選浸出方法.該法的優點是處理能力大、建設周期短,省去了磨礦和固液分離等工序[4-5]。然而,高含泥氧化礦滲透性差,容易形成浸堆板結,曾是堆置浸出應用的禁區[6-8]。雖然制粒技術得到了迅猛的發展,但受制粒劑、設備的限制,其處理能力小、成本高,且制粒質量波動性大。攪拌浸出因設備簡單、操作方便,常應用于精礦浸出[9-11]。但是,攪拌浸出工藝投資多、能耗大、成本高[12-13],限制了該項工藝在低品位原礦的應用。提高礦石滲透性、簡化浸出工藝,實現高效低成本、節能降耗,是高含泥氧化礦浸出技術的一個發展方向。

1 礦石的基本性質

礦樣粒級組成曲線如圖1所示。破碎后物料粒度范圍為0～30mm,平均粒徑為4.88mm。由圖1可以看出,-0.1mm物料占7%,-1mm占34.68%,-5mm物料占60%。

由于含泥量的增加,礦石含濕率增大,實測值平均高達11.99%,是原設計礦石含濕率的2倍。礦石含濕率較高,在原礦倉溜槽內容易板結,冬季尤甚。

礦石含銅品位在0.762%～1.512%之間,平均值為1.24%。礦石中含鐵量較高,其平均值是銅的16.7倍。堿性脈石礦物 (A l2O3+CaO+M gO)含量達13.33%,若采用酸浸技術路線,其酸耗較高。

物相分析結果如表1所示。礦石氧化率在30%～90%之間變化,結合率高達10%～25%。同時,黃銅礦占到較大的比例,平均值為30.25%,且隨著采深的不斷延伸,其比例將會更大。

圖1 礦石破碎后物料粒級組成曲線

表1 銅物相分析結果

2 礦石聯合浸出工藝流程

原設計中,浸出采用堆浸技術。礦石從露天采場經汽車運輸至電銅廠,經兩段碎礦后 (粒度控制在 30mm以下),用汽車上堆。浸出劑為2%～5%的 H2SO4,p H達到2.0左右。

經過近3個月的堆浸試生產,浸出效果差,浸出率不到1%。經過堆場翻堆檢測,發現溶浸液下滲深度在20～30cm之間。由此可見,礦堆板結嚴重、浸堆滲透性差,是銅浸出率低下的主要原因。

攪拌浸出技術適應性強,但需要球磨機進行粉磨,將-200目粒度控制在85%左右。同時,液固分離需要壓濾設備,將浸渣制成濾餅。經可行性論證,當處理原礦量為2000t/a,攪拌浸出工藝必須投入球磨機2臺、攪拌桶8臺、壓濾機10臺、濃密池2臺,各種設備共需45臺。經估算,投資共需2803.96萬元。

為了提高產能、降低成本,采用了“堆浸為主、攪拌為輔”的分級聯合浸出方案,如圖2所示。分級浸出是指按照礦石預處理后的粒級不同,采用不同的浸出路線,+1mm以上礦石進入堆浸系統,而-1mm的泥質礦漿進入攪拌浸出系統。

圖2 礦石聯合浸出工藝流程示意圖

在堆浸方面,為了降低礦堆表面的壓實度,采用皮帶上堆方式,配合小松挖掘機進行平場。在礦石分級之后,按照不同的粒級組成堆放在不同的區域,并采取不同的噴淋強度。堆場酸度采用動態控制方式,最大程度降低酸耗量。

在攪拌浸出方面,利用硫酸廠的工業余熱提高浸出的溫度。為了降低投資、簡化工藝,液固分離采用高效濃密機,并實現了濃縮、澄清與洗滌三大功能。

3 礦石破碎-水洗分級技術

礦石破碎采用粗碎與細碎開路循環方式。經統計,礦石處理能力大大提高,最大月生產能力達2.8×104t。礦石粒徑明顯變小,平均粒徑由原來的10.73mm減小到4.88mm,-1mm含量由改造前的18.46%提高到34.68%,為提高浸出率提供了保證。

礦石分級采用水洗機與分級機串聯方式。水洗機中的礦粉經槳葉攪拌擦洗后實現分級,其中細粒級從溢流口溢出進入螺旋分級機,粗粒級則被槳葉帶到返砂口排出。螺旋分級機處理水洗礦的溢流部分,返砂從返砂口排出,溢流進入礦漿池。

經過水洗分級后,供給聯合浸出的物料粒度得到有效地控制。從入堆礦石取樣分析,+1mm礦石達到90.84%,1～22mm之間的礦石達到51.54%,基本控制在1～30mm之內。從分級機溢流渣粒級組成來看,-200目達到81.33%,最大粒度達40目,基本上控制在-1mm以下。

采用破碎-水洗分級后,使分級聯合浸出成為可能。+75%的礦石進入堆場,25%的泥質礦進入攪拌浸出系統。通過分級技術得到泥質礦,避免使用球磨機進行粉磨,大大降低了能耗與投資。

4 礦石堆浸強化浸出技術

4.1 皮帶入堆

原設計采用裝載機-汽車聯合使用的方案,試生產中已經暴露出堆場表面出現壓實現象,從而影響礦堆滲透性。為此,采用皮帶入堆方案。礦石通過固定皮帶機之后進入移動式皮帶機,將礦石轉運至礦堆,之后采用挖機進行平場。平時,移動式皮帶機的移位以及翻堆松散工作,也要靠挖機來完成。

皮帶機入堆可以較好地控制堆層高度,經測量,堆層高度在在3～4m之間,堆場自然安息角在32～41°之間。同時,大大提高了入堆能力,入堆能力最大高達26134t/月。

4.2 動態用酸制度

羊拉銅礦礦石堿性脈石礦物含量較高,大部分硫酸無為地消耗于堿性脈石。硫酸消耗量越大,脈石礦物浸出越多,將堵塞顆粒之間的滲流通道。但是,硫酸用量并非越小越好,當浸出體系的酸度較小時,已經被浸出的離子會產生水解反應,同樣會形成化學堵塞。因此,為了提高浸出效率,必須將硫酸消耗控制在合理水平,是至關重要的。

根據室內柱浸實驗結果,從Cu2+濃度、酸耗量與浸出率三個角度來講,浸出過程應劃分為三個不同的階段,即初期為0～4d、中期為4～16d、后期為16d以上。在不同的階段,采用不同的酸度,即初期應采用50g/L,中期應采用40g/L,后期應采用30g/L。

在現場堆浸過程中,由于物料性能的變化,其浸出周期會發生一定的波動。同時,不同分層的浸出周期處于交替變化之中,硫酸的消耗量難以精確計量。為此,控制堆場浸出液的余酸量在5～15g/L左右為宜,此時p H值為1.0～1.5。

5 泥質礦攪拌浸出節能技術

5.1 工業余熱利用

為了降低硫酸運輸成本,在羊拉銅礦建設了配套的硫酸廠,利用自產硫精礦生產硫酸,年生產能力為10萬t。硫酸生產工藝過程有大量的高品位余熱產生,理論估計以硫鐵礦為原料采用沸騰爐熔燒時,每生產1t硫酸可獲得4.0M Pa(表壓)400℃的過熱蒸汽1.0～1.2t[14]。

采用管道將蒸汽從硫酸廠引至攪拌車間。考慮到蒸汽管道長度700m,盡管采用了石棉保溫措施。蒸汽的入口溫度比原始溫度略低,為400℃,目前的蒸汽用量為2.386t/h。管道直徑為100mm,插入攪拌筒液面下 2.0m。要求攪拌浸出溫度為60℃。

攪拌筒為4個,采用并聯方式,進行間斷攪拌,即投料-加熱-浸出-放料工序往復循環。在攪拌桶中加入礦漿到適當的高度,再根據礦漿濃度、液固比、浸出劑酸度估算萃余液及濃硫酸用量,并添加到攪拌桶中。之后,打開蒸汽閥門,通入蒸汽加熱礦漿。攪拌桶礦漿溫度變化規律如圖3所示。

圖3表明,蒸汽加熱能夠直到很好的控溫效果。在第50min將攪拌桶內礦漿溫度提高到60℃,之后,溫度上升緩慢,最終控制在65℃以內。因此,選擇60℃是合適的,其加時間為50min。

5.2 礦漿濃密技術

采用濃密技術進行液固分離,需要3臺濃密機,分別用于浸出前礦漿濃縮、浸出后浸渣澄清與洗滌。同時,為進一步澄清浸出液,設置了6組沉淀池,總面積為960m2。礦漿濃密機的主要優點是構造簡單,操作方便,耗電較少。

對于浸出前的原礦漿濃縮,采用陰離子型聚丙烯酰胺為絮凝劑,其最佳添加值為5g/t,沉降速度由原來了1.174t/m2·d提高到3.914t/m2·d。加入絮凝劑后,沉降效果明顯改善,在2m in后澄清層體積變化不大,4min后基本上不再變化。

對于浸渣的絮凝沉降,經過多種絮凝劑對比,認為非離子型聚現烯酰胺比較合適。圖4表明,浸渣在浸出液中最初的15s內沉降速度最大,之后迅速下降,出現第二個峰值后又急劇降低,第16min后絮凝劑幾乎不起作用。67g/t的絮凝劑用量維持最高沉降速度的時間最長,現場以此用量為準。在沉降時間的選擇上,所有曲線均是在前8min內沉降速度最快,30min趨于穩定。因此,沉降時間選擇為30m in之內。

圖3 蒸汽加熱溫度變化規律

圖4 浸渣絮凝沉降速度變化曲線

為了降低濃密機的底流夾帶,進行了清水洗滌模擬實驗。隨著洗滌次數的增加,底流夾帶逐漸降低。生產中采用清水洗滌次數為二次,夾帶損失率基本控制在18%以下。

6 分級聯合浸出工業試驗

6.1 堆浸

經統計,堆浸浸出液銅離子濃度平均值為1.299g/L,達到了萃取的要求。浸出過程中,溶浸液初始酸度為50g/L,浸出過程中控制酸度在5～15g/L之間。

1號礦堆第一分層浸出結束后,在礦堆表面取樣,經化驗銅品位為0.367%,浸出率計算結果見表2,渣計浸出率達到63.98%,達到了預期目標。

表2 首堆礦石浸出率統計結果表

6.2 加溫攪拌浸出

在大量的室內實驗與分析的基礎上,確定泥質礦漿攪拌浸出的溫度控制在60℃,泥礦漿液固比為4∶1,硫酸酸度為40g/。純浸出時間為1h,2.5h完成一個浸出循環。

攪拌浸出系統工業試驗期間,共處理泥質礦0.94萬t,渣計浸出率達55.78%,如表3所示。將攪拌浸出溫度提高到60℃,銅浸出率由44.79%提高到55.78%,增長幅度達24.5%。雖然耗酸量也由14.38t/t上升到22.70t/t,但經濟效益還是顯著的。

表3 加溫攪拌浸出率統計表

由于采用綜合節能技術措施,節約了投資,降低了成本.與可行性研究相比,裝機功率下降了33%,實際只有1444kW;投資費用只有883萬元,是原來可研值的31.5%;電解銅成本由3.74萬元/t降到2.42萬元,在波動較大的市場環境中,增強了風險抵御能力。

6.3 分級聯合浸出主要指標

經過2009年的生產實踐,羊拉銅礦分級聯合浸出技術取得了良好的技術經濟指標。2009年,共處理礦量22.6萬t,總浸出金屬量1112t,平均浸出率達54.5%。硫酸總耗量為1.98萬 t,單耗量達17.84t/t Cu。車間成本為32934元/t Cu,其中礦石成本占40%,硫酸費用占25%,工人工資占16%。

7 結論

羊拉銅礦高含泥物料經過正常堆浸失敗后,采用分級聯合浸出工藝,確立了“堆浸為主、攪浸為輔”的技術路線,提高了礦石利用率,使生產正常化。

1)礦石采用破碎+水洗分級預處理技術,粗顆粒 (+1mm)石進入堆浸系統,-1mm的泥質物料進入攪拌浸出系統,使分級聯合浸出技術得以實施。

2)在堆浸過程中,采用了皮帶入堆動態用酸制度,避免了輪式機械的反復輾壓,消除了礦堆表面積液現象,降低了硫酸單耗量。堆浸工業試驗取得圓滿成功,浸出液濃度平均達到1.299g/L,浸出率達到63.98%。

3)采用硫酸廠的蒸汽余熱直接加溫浸出礦漿,不僅改善了浸出效果、提高了浸出產能,而且充分利用了廢熱、避免了噪音污染。液固分離環節沒有追求技術水平較高的壓濾技術,而是采用了簡單實用的高效濃密機,實現了濃縮、澄清、洗滌三大功能。[1] J.A.Brierley,C.L.Brierley.Present and future commercial app lication of biohydrometallurgy[J].Hyd rometallurgy,2001,(59):233—239.

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