改进贵金属的回收率 |
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申请号 | CN03822019.9 | 申请日 | 2003-09-16 | 公开(公告)号 | CN1681600A | 公开(公告)日 | 2005-10-12 |
申请人 | WMC资源有限公司; | 发明人 | B·皮克; G·斯尼尔; S·托马斯; | ||||
摘要 | 本 发明 公开了一种用于 矿石 和矿石精矿中含 铁 硫化物的连续浮选方法和装置。所述方法包括调节矿石或矿石精矿的含 水 矿浆的pH为6.5-8.5,然后加入还原剂以改进在矿石或矿石精矿中含铁硫化物表面上的氢 氧 化铁膜,以使收集剂 吸附 到含铁硫化物上。所述方法也包括在加入还原剂之前、过程中或之后向矿浆中加入收集剂。所述方法还包括向矿浆中充气以使矿浆电势增加到足以使收集剂吸附到含铁硫化物上的水平,随后气体鼓泡穿过矿浆,以及对含水矿浆进行 泡沫 浮选以产生含有所述含硫化物的矿石的泡沫。 | ||||||
权利要求 | 1.一种用于矿石以及矿石精矿中含铁硫化物的连续浮选方法,它包括 如下步骤: |
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说明书全文 | 技术领域本发明涉及一种用于改善从矿石和精矿的含铁硫化物中回收贵金属的 方法。 背景技术在世界上的许多区域中,贵金属如金、镍和铂族金属都存在于含铁硫 化物如镍黄铁矿、磁黄铁矿和砷黄铁矿中。这些矿物都通过浮选选择性地 从矿石中回收。 虽然浮选是通常有效的方法,但是对于含铁硫化物的最大显著缺陷之 一是微小粒子不能有效回收,而且大量的微小有价值硫化物丢失在残渣 中。 美国专利6,170,669(Senior等)公开了一种以发明人的发现为基础的用 于含有含铁硫化物的矿石的浮选方法,他们发现微小尺寸(即,小于130 微米)的含铁硫化物漂浮差的主要原因是它们的表面被氢氧化铁膜覆盖。这 种膜阻碍了收集剂的吸附作用,并使含铁硫化物粒子具有亲水性和对于传 统硫化物浮选剂的差的可浮选性。 该美国专利公开了发明人认为在含铁硫化物中出现的氢氧化铁膜由氢 氧化铁组成。在该美国专利中公开的浮选方法的基础为在某一时间内剥去 表面膜,以充分使收集剂吸附到微小粒子上。 具体而言,该美国专利公开了一种用于矿石中含铁硫化物的浮选方法, 该方法包括向pH为7~10的含有含铁硫化物矿石的含水矿浆中加入还原 剂如氧硫化合物(优选连二亚硫酸盐)。还原剂的加入降低了矿浆的电势, 由此在含铁硫化物的表面上减少并增溶溶解了氢氧化铁膜。该浮选方法也 包括向矿浆中加入收集剂,然后向矿浆中充气以使矿浆电势增加到足以使 收集剂吸附到硫化物上的水平,随后浮选含铁硫化物。该浮选含铁硫化物 然后可以根据需要回收的贵金属如金、镍或铂族的金属而进行处理。 在该美国专利中公开的浮选方法是以在批量基础上完成的实验室浮选 测试工作为基础的。 本申请人在该美国专利公开的浮选方法上进行研究和开发工作以开发 出从含铁硫化物的矿石中回收镍的工业应用方法。 进一步研究与开发工作的结果是获得了连续调浆(conditioning)方法以 及用于将该调浆方法用于随后浮选的装置。 发明内容为有利于从含铁硫化物中回收贵金属,本发明提供一种用于矿石中含 铁硫化物的连续浮选法。 该方法包括含有含铁硫化物矿石含水矿浆的连续调浆和浮选。 一般而言,该方法包括下列顺序的对矿石或矿石精矿的含水矿浆的处 理步骤: (a)调节矿浆的pH为6.5~8.5; (b)加入还原剂以改善在矿石中含铁硫化物表面上的氢氧化铁膜以使 收集剂能够吸附到含铁硫化物表面上; (c)在步骤(b)添加还原剂之前、之中或之后向矿浆中加入收集剂;和 (d)矿浆充气以使矿浆电势增加到足以使收集剂吸附到含铁硫化物表 面上的水平;和 (e)气体鼓泡通过矿浆,由此使含水矿浆进行泡沫浮选以制备包含泡沫 的所述含硫化物的矿石。 步骤(a)~(d)为调浆步骤,而步骤(e)为传统的浮选步骤。 该方法也包括一个或两个下列步骤。 一个步骤是通过参考当还原剂被加入时矿浆电势的变化而在步骤(b) 中控制还原剂的加入。 另一个步骤是在加入还原剂的步骤(b)之前或过程中向矿浆中加入配 位剂,以使其与步骤(b)中产生的还原性铁反应,从而使用于重整含铁硫化 物上的膜的氢氧化铁最小化。 优选含铁硫化物包含选自由镍、金或铂族金属的组中的一种或多种贵 金属。 优选步骤(a)包括调节含水矿浆的pH为7.0~8.0范围。 优选步骤(a)包括调节含水矿浆的pH为7.1~7.5范围。 更优选步骤(a)包括调节含水矿浆的pH为7.3。 优选步骤(a)包括通过向矿浆中加入酸调节矿浆的pH。 优选所述酸是硫酸。 优选步骤(a)包括在矿浆流过第一容器时调节矿浆的pH。 更优选步骤(a)包括控制经过第一容器的矿浆流动为活塞流。 优选步骤(b)包括控制还原剂的加入,通过向矿浆中添加还原剂以使矿 浆电势至少降低150mv。 优选步骤(b)包括控制还原剂的加入,通过向矿浆中添加还原剂以使矿 浆电势至少降低200mv。 优选步骤(b)包括控制还原剂的加入,通过向矿浆中添加还原剂以使矿 浆电势降低不超过350mv。 优选步骤(b)包括在加入还原剂的同时剧烈混合矿浆。 优选步骤(b)包括当矿浆流过第二容器时,向矿浆中加入还原剂。 优选还原剂为氧-硫化合物,它离解在含水介质中以形成具有如下通式 的氧-硫离子 SnOy z- 其中n大于1;y大于2;而z为铁的价态。 优选氧-硫化合物为连二亚硫酸盐。 优选配位剂从包括柠檬酸和草酸的组中选择。 更优选配位剂为柠檬酸。 优选该过程包括向矿浆加入还原剂的步骤(b)过程中,向矿浆添加配位 剂。 更优选该过程包括当矿浆流过第二容器时,在向矿浆加入还原剂的步 骤(b)过程中将配位剂加入到矿浆中。 优选步骤(c)包括加入收集剂,所述收集剂从包括黄原酸盐、二黄原酸 盐、黄原酸酯、二硫代磷酸盐、二硫代氨基甲酸盐、硫羰氨基甲酸盐和硫 醇的组中选择。 更优选的收集剂为黄原酸盐。 优选步骤(c)包括在向矿浆加入还原剂的步骤(b)过程中,向矿浆中添加 收集剂。 更优选步骤(c)包括当矿浆流过第二容器时,在向矿浆加入还原剂的步 骤(b)过程中将收集剂加入到矿浆中。 优选该方法包括控制该过程以使流过第二容器中的矿浆的平均停留时 间小于45秒。 更优选该方法包括控制该过程以使流过第二容器中的矿浆的平均停留 时间接近30秒。 优选该方法包括控制经过第二容器的矿浆流动为活塞流。 优选步骤(d)包括向第二容器的矿浆下游充气。 优选步骤(e)包括从矿浆中分离浮选的含铁硫化物的泡沫,随后从泡沫 中回收贵金属。 为了便于从可浮选的含铁硫化物中回收贵金属,本发明还提供一种用 于对矿石中含铁硫化物连续调浆的装置,该装置包括如下: (a)当矿浆流经该容器时用于调节包含含铁硫化物矿石的含水矿浆的 pH的第一容器,所述第一容器具有接收矿浆流的进口和排出已调节pH的 矿浆流的出口; (b)当矿浆流经该容器时用于向已调节pH的矿浆中加入还原剂和收 集剂的第二容器,所述第二容器具有接收来自第一容器的已调节pH矿浆 流的进口和用于从第二容器中排出已处理矿浆流的出口、向第二容器中加 入还原剂的装置、向第二容器中加入收集剂的装置和用于在容器中剧烈混 合矿浆的装置;和 (c)用于使来自第二容器的已处理矿浆充气的装置,以使收集剂吸附到 含铁硫化物表面上。 优选第二容器也包括将配位剂加入到第二容器中的装置。 优选用于已调节pH的矿浆的进口是在第二容器的低处部分以及用于 已处理矿浆的出口是在第二容器中的上面部分。 使用这种配置,优选第二容器包括将容器分成下室和上室的隔离物, 该隔离物具有允许矿浆在两室之间流动的中心开口。隔离物的目的是促进 矿浆向上活塞式流动穿过第二容器。 用于向第二容器中加入还原剂、收集剂和配位剂的优选装置适于向下 室中加入这些试剂,由此利用了在下室存在的矿浆和反应试剂的完全混合 以及矿浆和试剂的向上活塞式流动通过所述室。 优选第一容器包括用于从该容器中排出空气的装置。 用于向来自第二容器中的矿浆充气的优选方式装置包括具有位于第二 容器出口的充气筛网(aeration screen)的洗涤槽。 附图说明 本发明通过参考附图进一步描述,其中: 图1是根据本发明的浮选装置的一个优选具体实施方案的示意图; 图2是解释在本申请人完成的测试工作中镍回收率与矿浆电势的关系 曲线的图; 图3是解释在本申请人完成的测试工作中电势(测定为Eh)和pH的微 分控制的图;和 图4是解释对于本申请人完成的测试工作中等级与回收率的关系曲线 的图。 具体实施方式如上所述,本发明的方法和装置都是在本申请人进行研究与开发过程 中发明的。 本工作的中心是改善从在用于含铁负载镍的矿石的浮选工厂中的细粉 料(fines)和矿泥物流中回收镍。 本工作研究了将美国专利的基于实验室结果的电势应用到浮选工厂 中。 该工作确定了在美国专利中公开的浮选方法: (a)能够提供从在浮选工厂的目标细粉料和矿泥物流中回收镍的改良 回收率;和 (b)能够简化以改善过程操作、减少试剂成本、增加作用时间以及能 够在连续基础上进行。 该工作确定了在连续基础上运转浮选方法的重要因素包括: (a)使用矿浆电势改变作为用于控制还原剂(如连二亚硫酸盐)加入的 参数-这是不同于在所述美国专利中提议的使用绝对矿浆电势的方法。 (b)柠檬酸的加入能够带来增加回收率的益处,并增加该过程的持续作 用。 (c)使用特殊设计的装置,该装置是以两个分离容器为基础,通过使诱 捕消耗还原剂的空气和分解还原剂的低pH区域最小化以减少试剂消耗, 以及通过减少矿浆的短路以增加过程控制。 根据在本工作中开发的发明的装置的具体实施方案在图1示出。 该装置包括第一容器3和第二容器5,它们通过在容器3和5中的底 部之间延伸的输送管7相互连接。 第一容器3包括用于要在容器3上部中处理的矿浆的含水浆状物的进 口15,而第二容器包括用于在第二容器5的上部中处理矿浆的出口。该出 口是溢流槽17的形式。 从图中可以理解供应到第一容器3的进口15中的矿浆向下流过容器 3,而且从容器3穿过输送管7进入到第二容器5的底部。因此,矿浆向 上流过第二容器5并从容器5流过溢流槽17。 第二容器5通过水平隔离物25分成下室21和上室23,所述隔离物25 具有允许矿浆在两个室之间流动的中心开口。 第二容器4还包括在下室21中产生矿浆的紊流混合的涡轮9和在上室 23的下部中产生矿浆的进一步混合物的机翼叶轮11。 第二容器还包括使涡流的形成以及随后将气体夹带进入容器最小化的 挡板18,所述气体夹带可以导致连二亚硫酸钠的分解。 该装置还包括用于向第一和第二容器3、5中供应试剂的装置。具体而 言,该装置包括向第一容器3中供应酸(如硫酸)的装置、用于向第二容器 5中供应还原剂(如连二亚硫酸盐)的装置、用于向第二容器5中供应收集 剂(如黄原酸盐)的装置,以及用于向第二容器5中供应配位剂(如柠檬酸) 的装置。 当矿浆向上流过矿浆/试剂的短路可能性最小的下室21和上室23时, 由水平隔离物25限定的两个室21、23、涡轮9、叶轮11以及用于向下室 21中供应还原剂、调节剂和配位剂的装置的上述配置促进矿浆的活塞式流 动向上穿过第二容器5,在下室21中的在矿浆和试剂在下室21中的充分 混合,并且矿浆与试剂有充分的反应时间。 该装置还包括以在溢流槽17中的充气筛网13的形式用于向刚从第二 容器出来的矿浆充气的装置。 上面提到的研究和开发工作研究了根据本发明的方法的具体实施方案 对于在WMC Mount Keith浮选循环内的矿泥粗选机尾流(Slimes Rougher Tail stream)的影响。 该方法的实施方案在下面称作“细粉料浮选法(Fine Float Process)”,而且下面以题为“阶段回收率改良(Stage Recovery Improvement)”进行描述。 在评价细粉料浮选法的工作中使用了下面三个步骤。 ·首先,用细粉料浮选方法进行的阶段回收率改良使用对比的实验室测试 进行测定。该测试工作在矿石类型的范围外进行。 ·其次,用细粉料浮选法进行的清洁阶段评价使用对比实验室测试进行。 ·第三,进行关于细粉料浮选法的中间实验性工厂的测试工作以评价从实 验室到中试工厂的按比例放大情况,并可以预测大规模工厂的性能。工 作的这个阶段可以确定在连续运行中的试剂消耗。 进行回收率改良-实验室结果 简短地说,在本工作中评价的细粉料浮选法包括下面四个步骤: ·加入硫酸使pH为7.3。 ·加入连二亚硫酸钠使矿浆电势降低200mV。 ·加入柠檬酸和黄原酸盐。 ·矿浆充气以增加矿浆电势。 ·在标准实验室装备上进行浮选测试。 在柱尾矿上的基线实验室浮选测试导致了来自0.30%Ni的原料级的在 1.0%级平均Ni回收率为48.0%。该基线测试提供用于对细粉料浮选法的 随后测试的比较基础。 进行了36对实验室测试以测定在Ni回收率和等级上应用细粉料浮选 法的效果。该比较测试是在出现在工厂的矿石类型范围外进行。每次细粉 料浮选测试是与在所测定的Ni回收率和等级上不相同的相应基线测试相 比较的。 与细粉料浮选法应用相关的36对测试中的有益的平均Ni回收率和等 级分别为11.7%(±1.5%)和0.2%(±0.6%)。 清洁阶段评价 粗-清洁测试表示细粉料浮选法对于矿泥粗选机尾回路的一次应用使 回收率从55.9%增加到66.1%,接近增加了10%的回收率。 精矿的随后清洁浮选在清洁阶段导致回收率增加了13.6%,从70.8 增加到84.4%。 在分别为4.4%和7.9%的精矿等级下,整个回收率从39.6%增加到 55.8%。 中试工厂测试 中试工厂用于评价细粉料浮选法从实验室到中试工厂的按比例放大以 及用于大规模工厂性能的预测。 在这种测试工作中使用调整槽的放大形式,试剂加入根据矿浆电势和 pH自动控制。来自矿泥粗选机尾回路的流体也选用于这个工作中。 对于7种矿石类型(32对测试),通过细粉料浮选法的应用在中试工厂 测试中获得的回收率和等级益处为9.7%(±3.7%),以平均Ni等级增加 0.0%(±0.1%)。 这些结果在下面的表1示出。 表1 在有没有细粉料浮选法的中试工厂中的结果比较 Ni回收率% Ni等级% 基线 45.4 0.76 细粉料浮选法 55.1 0.76 结论: ·细粉料浮选法在实验室工作中的应用大大增加了整个矿石类型范围内 的矿泥粒子的阶段回收。 ·除粗选阶段改良外,发现该细粉料浮选法使在随后的浮选阶段得到了持 续的回收率改良。 ·实验室结果成功放大到连续中试工厂中,增加了对工厂性能预测的信 心。调整槽提供一种应用和控制化学过程的装置。 除上面以外,上面提到的研究和开发工作研究了根据本发明的方法 的三个特殊参数对于浮选性能的影响。这些参数为: (a)参考矿浆电势的改变控制还原剂的加入; (b)控制pH在6.5-8.5的范围;和 (c)加入配位剂以使对含铁硫化物上的膜进行重整的氢氧化铁最小 化。 下面总结了与这些参数相关的工作的结果。 控制电势和pH 确定了细粉料浮选法的回收益处取决于获得电势的改变,优选为 150~250mV等级,这正如Eh测定的那样。 测试工作的结果在图2示出。 图2表明最大回收率是用200mV电势差获得的。 图2也表明在低于或高于150~250mV的电势差时电势的增加会降低, 而在高势差时有回收率损失。 也确定了细粉料浮选方法的回收益处取决于pH被严格控制在约7.3。 使用简单搅拌容器装置的初始中试测试不能获得所需的电势和pH的 控制,因而该细粉料浮选法不能增加回收率。结果导致了在图1示出的本 发明装置的实施方案的开发。 在图1示出装置上的随后中试工厂工作的结果表明可以控制电势和 pH,这样可实现目标回收率的改善。 图3包含pH和Eh微分在大规模应用中作为时间的函数的图。该pH 被控制在7.3+/-0.06,而Eh微分被控制在200+/-20mV。 图3示出了该仪器装置能够进行严格的pH和Eh微分控制以及随后最 佳试剂加入控制。 配位剂-柠檬酸 实验室的浮选测试表明在所述美国专利中描述的原始方法的回收益处 通过柠檬酸的加入而增加,这正如图4所示。 可认为,柠檬酸作为结合可在低电势和pH环境中溶解的铁离子的配位 剂。 在不背离本发明的实质和范围的情况下,可以根据上述本发明的方法 和装置的实施方案的基础上取得很多改进。 |