板状大洋富钴结壳浮选工艺研究.pdf

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1、板状大洋富钴结壳浮选工艺研究邵广全,吴沛然,刘万峰,张心平,白秀梅(北京矿冶研究总院,北京 100044)摘 要:研究板状大洋富钴结壳浮选工艺,考查捕收剂、辅助捕收剂、起泡剂、调整剂、分散剂和磨矿细度对浮选过程的影响。闭路浮选结果表明,Co 和 Mn 品位分别由原矿的 01312%和 13186%提高到精矿的 01440%和 19154%,回收率分别达到 96146%和 96152%,钴结壳浮选精矿产率为 68145%,抛弃基岩脉石尾矿 31155%。关键词:选矿工程;富钴结壳;浮选;浮选药剂;浮选工艺中图分类号:TD92317;TD952;T D875 文献标识码:A 文章编号:1001-0

2、211(2006)03-0085-06 大洋富钴结壳和大洋锰结核都是重要的海底资源,大洋富钴结壳位于深度 1500 3500m 的海洋底部,厚度为 0 20cm,呈板状、结核状及砾状,相对于锰结核产地较浅,含钴更富。富钴结壳矿物所含的主要有价金属元素为 Co,Ni,Cu,Mn,Fe 等。研究表明,板状大洋富钴结壳与基岩脉石矿物用浮选法可以实现有效分离。富钴结壳选矿为冶炼提取钴、锰、镍和铜等有价成分提供优质原料,降低冶炼成本,因而对于重要海底资源富钴结壳的工业开发具有重要意义。1 实验方法111 富钴结壳样品11111 采样。试验样品为大洋协会/十五0DY105-11 航次于中太平洋和西太平洋采

3、取的富钴结壳矿石和岩石样品。该批次矿样取自 8 个站位,其中西太平洋 3 个站位、中太平洋 5 个站位,见表 1。矿石样品类型主要是板状、结核状、少量为砾状,试验样品为板状富钴结壳样品。表 1 富钴结壳取样点(站位)及样品类型Table 1 Sampling spot and sample type of Cobalt-rich Crust区域西太平洋中太平洋站位MID-03MID-04MKD-03CAD25-1CLD-02CWD-12CWD-15CXD08-1样品类型板状板状板状砾状结核结核结核板状质量/kg401091516151515481281036104115合计/kg6610149

4、12收稿日期:2006-03-08基金项目:国家大洋协会/十五0攻关项目(DY105-04-01-7)作者简介:邵广全(1966-),男,内蒙科右前旗人,高级工程师,硕士,主要从事矿物加工等方面的研究。11112 制样。板状富钴结壳样品粒度较粗为-300 0mm,每个站位板状富钴结壳样品分别破碎到-30mm,混匀、制备及留存,并分别测定铜、钴、镍、锰、铁等有价金属含量。板状富钴结壳综合样按表2方案配制,综合样的化学成分见表 3。11113 矿物组成。富钴结壳主要由三种矿物组成:水化氧化锰、氢氧化铁和铝硅酸盐。钴、镍和铜等存在于锰的氧化物相中,它们是从靠近底部海水中共沉淀的胶体颗粒,这些矿物是复

5、水锰矿(D-MnO2)、非晶质的 FeOOH#nH2O 和非晶质的含铁铝硅酸盐。复水锰矿是一种晶形很差到非晶质的水化氧化矿物,具有表面积大和阳离子吸附特性。表 2 板状富钴结壳选矿综合样配样结果Table 2 Result of mixing sample of board cobalt-rich crust综合样品站位类型质量/kg比率/%板状富钴结壳M ID-03板状151039147M ID-04板状41010153MKD-03板状71018142CXD08-1板状121031158合计板状3810100100第 58 卷 第 3 期2 0 0 6 年 8 月 有 色 金 属Nonfer

6、rous Metals Vol158,No13 August 2 0 0 6表 3 板状富钴结壳综合样化学成分Table 3 Composition of mixing sample of board Cobalt-rich Crust成分CoCuNiMnFeCaOMgOSiO2含量/%0130001095013213155101121515611467194成分Al2O3K2ONa2OT iO2ZnPC烧失含量/%2185016311671113010553166018018182 富钴结壳含有复水锰矿(D-MnO2#m(R2O,RO,R2O3)#nH2O),其中 R 为 Na,K,Ca,M

7、g,Co,Mn,Fe。Co,Ni 和 Cu 可能同晶体结构中的锰氧化物紧密结合,或者作为吸附的离子或者作为共沉淀的氧化物,虽然溶解的单矿物颗粒到 1 5Lm,也未发现其中的钴和镍的单矿物,因此,锰、钴和镍之间彼此解离是不可能的。由于它们紧密结合,任何物理选矿富集锰,也将富集钴和镍。试验计算这三种金属的回收率一般相差 1 3%,因此试验以钴、锰计算回收率。结壳中其他重要矿物相包括非晶质的铁氢氧化物相,如 FeOOH#nH2O或羟氧化物(D-FeOOH),非晶质的铝硅酸盐和磷灰石。矿物学分析表明,铁氢氧化物同复水锰矿物呈极细粒的亚微米状态共生。这种矿物从复水锰矿中解离是不可能的,除非通过超细磨矿,

8、使矿物粒度接近微米级,实际上是不可能的。非晶质的铝硅酸盐矿物相也同复水锰矿紧密共生,这种矿物相含有 Al,Si,Fe,K,Ca 和 Ti,最大颗粒 5L m,在复水锰矿和氢氧化铁基岩中发现磷灰石矿物,直径小于 30L m,为了有效解离,细磨是不实际的,因为在这种粒级范围内选矿加工技术的选择性是很低的,除了这些矿物相外,在结壳中还发现少量的石英和褐铁矿。如前所述,原始形成的结壳是作为一种氢氧化物水合氧化物和硅酸盐混合的胶体沉淀物。这种沉淀物成矿作用结果形成富钴锰铁结壳。基岩脉石大部分是硅酸盐矿物,由玄武岩、变质玄武岩或者沉积岩组成。鉴定的脉石矿物有大量的斜长石和蒙脱石(R0 1 33Al2Si4

9、O10(OH)2(nH2O),式中R 为 Na+,K+,Ca2+,Mg2+及其他,少量的方解石、白云石、石英和铁的氧化物和氢氧化物。蒙脱石产生于低温热液变质的碱性熔盐中。辉岩很普遍,沸石和碳酸盐-羟磷灰石(Ca5(PO4,CO3)3(OH)4)也有出现。基岩由相当新鲜的玄武岩,有时呈多孔状态变化成泥砂板岩的热液变质玄武岩,有时变成带有磷酸盐-碳酸盐基质的泥砂板岩化的玄武岩的角砾岩,有时变成量较大的磷酸盐和碳酸盐的沉积岩或者角砾岩。112 浮选方案将原矿样粉碎至-110mm,而后采用 XMZI-63型锥形球磨机进行磨矿,浮选在自制的 150mL 挂槽浮选机进中行,用水为北京自来水。为了寻求选择性

10、较好的浮选分离方案,进行了捕收剂种类及用量、辅助捕收剂用量、磨矿细度、起泡剂种类及用量、调整剂种类及用量、分散剂用量、开路及闭路流程等试验。试验流程如图 1所示。图 1 捕收剂种类选择试验流程Fig11 Flowsheet of collector tesest2 试验结果及分析211 捕收剂选择21111 样捕收剂种类及用量试验。研究了以 AS,YS,SHS 等为捕收剂时富钴结壳的浮选特性,工艺流程见图 1,试验结果见表 4。表 4 捕收剂种类试验结果Table 4 Test result of collector type捕收剂产品产率/%品位/%CoM n回收率/%CoMn粗精矿4319

11、501310131994418245148AS尾 矿5610501300131155511854112原 矿1001000130413152100100100100粗精矿8013901360151389017889153YS尾 矿19161011507137912210147原 矿1001000131913181100100100100粗精矿4010501380171034914048190SHS尾 矿5919501260111895016051110原 矿1001000130813195100100100100由表 4 可知,捕收剂 YS 和捕收剂 SHS 的浮选指标较好,当单独使用 YS

12、作捕收剂浮选时,对富钴86有 色 金 属 第 58卷结壳矿物的捕收能力较强,而单独使用 SHS 作捕收剂浮选时,对富钴结壳矿物捕收的选择性较好,因而考虑将二者按一定的比例混合组成复合捕收剂YSH 进行试验,有可能改善浮选的选择性和提高选别指标。21112 复合捕收剂 YSH 配比。复合捕收剂 YS 与SHS 总用量为 10000g/t,进行 YS 与 SHS 配比试验。试验序号及两种捕收剂 YS 与 SHS 用量分别为:1#,10000B0;2#,750B250;3#,500B500;4#,250B750;5#,0B1000。试验流程见图 1,试验结果如图2所示。图 2 复合捕收剂配比试验Fi

13、g12 Test result of complex collector 由图 2 可知,当 YS 与 SHS 配比为 1B1时,浮选的指标较好,故选择混合捕收剂YS 与 SHS 配比1B1为浮选试验的捕收剂 YSH。21113 混合捕收剂用量。考查复合捕收剂 YSH 用量变化对浮选指标影响,流程见图 1,结果见图 3。图 3 捕收剂用量试验Fig13 Test result of collector dosage 由图 3 可见,复合捕收剂 YSH 用量从 4000g/t增加到 8000g/t 过程中,板状富钴结壳粗精矿中的Co 和 Mn 回收率增加显著,捕收剂 YSH 用量超过8000g/

14、t,粗精矿中的 Co、Mn 回收率增加不明显,当捕收剂 YSH 用量为 8000g/t 时,最佳的浮选结果为粗精 矿 产 率 87150%,Co 和 Mn 品 位 分 别 为01340%和 15114%,回 收率 分 别 为 97102%和96146%。选择捕收剂 YSH 用量 8000g/t 作为浮选捕收剂用量。图 4 磨矿细度浮选试验Fig14 Test result of grinding fineness212 磨矿细度试验在复合捕收剂 YSH 用量为 8000g/t,进行磨矿细度试验,试验流程见图 1,试验结果见图 4。从图4 可见。当磨矿细度为 65%-01074mm 时,富钴结壳

15、浮选指标较好,磨矿细度再增加,粗精矿中 Co、Mn富集比显著降低,浮选选择性降低,故选择 65%-01074mm 作为浮选前的磨矿细度。213 复合捕收剂搅拌时间试验当磨矿细度为 65%-01074mm 时,捕收剂YSH 用量 8000g/t 条件下,进行捕收剂搅拌时间试验,试验流程见图 1,试验结果见图 5。图 5 板状结壳捕收剂搅拌时间试验Fig15 T est result of agitation time of collectorfor board Cobalt-rich crust 由图 5 可见,随搅拌时间延长粗精矿产率增加,其中钴、锰回收率也逐渐增加。当捕收剂的搅拌时间从 5m

16、in 增加到 10min 时,在粗精矿钴、锰品位不降低的条件下,钴、锰回收率达到最高值。再增加捕收剂的搅拌时间浮选指标并没有明显改善,故选择捕收剂的搅拌时间为 10min。214 辅助捕收剂 BK用量当磨矿细度为 65%-01074mm 时,捕收剂YSH 用量 8000g/t,捕收剂的搅拌时间 10min,进行辅助捕收剂 BK 用量试验,流程见图 1,试验结果如87第 3 期 邵广全等:板状大洋富钴结壳浮选工艺研究图 6 所示。图 6 BK 用量浮选试验结果Fig16 Test result of BK dosage 由图 6 可见,随 BK 用量增加粗精矿产率增加,但粗精矿中钴、锰品位变化不

17、大,而钴、锰的回收率却显著增加。当 BK 用量达到 2000g/t 时,浮选粗精矿产率为 87150%,含 Co 01340%,Mn 15114%,浮选回收率为 Co 97102%,Mn 96146%。尾矿产率为12150%。BK 用量再增加,尾矿产率将减少,粗精矿钴及锰品位会明显降低,浮选效果变差,因此BK 用量以 2000g/t 为宜。215 起泡剂种类及用量21511 起泡剂种类试验。在磨矿细度为 65%-01074mm 时,捕收剂 YSH 用量 8000g/t,辅助捕收剂 BK 用量 2000g/t,捕收剂的搅拌时间 10min 条件下,进行起泡剂种类及用量试验,流程见图 1,试验结果

18、见表 5。从表 5 看出,在相同用量的条件下,除松醇油外的 4种类型起泡剂浮选指标,精矿中钴、锰品位略高,但钴、锰在粗精矿中的回收率较低,因而选择松醇油为富钴结壳浮选的起泡剂。表 5 起泡剂种类试验结果Table 5 Test result of frother type起泡剂产品产率/%品位/%CoMn回收率/%CoMn粗精矿8511701360151619710997107松醇油尾 矿1418301062217121912193原 矿1001000131613170100100100100粗精矿8118401380151949514395181BK-201尾 矿18116010823114

19、41574119原 矿1001000132613162100100100100粗精矿8111801390161209415094160BK-204尾 矿1818201098319951505140原 矿1001000133513190100100100100粗精矿8112201380161119513095150BK-205尾 矿1817801081312841704150原 矿1001000132413170100100100100粗精矿7612101400161579311793124BK-206尾 矿2317901094318561836176原 矿1001000132713154100

20、10010010021512 起泡剂用量试验。起泡剂松醇油用量试验流程见图 1,试验结果见图 7。从图 7 结果可知,松醇油用量从不添加到添加 450g/t 变化过程中,粗精矿中钴、锰品位变化不大,但粗精矿的产率依松醇油用量的变化而变化,松醇油用量 300g/t 时,在粗精矿中钴、锰的回收率达到近 98%。因而选择松醇油用量 300g/t。图 7 起泡剂松醇油用量试验结果Fig17 Test result of frother pineoil dosage216 调整剂 TH用量当磨矿细度为 65%-01074mm 时,在捕收剂YSH 用量 8000g/t、辅助捕收剂 BK 用量 2000g/

21、t、松醇油用量 300g/t,搅拌时间 10min 条件下,进行调整剂 TH 用量试验,流程见图 1,结果见图 8。由图 8 可见,TH 用量的变化对富钴结壳的浮选指标影响很大,添加 TH,钴和锰的浮选指标明显改善,当其用量为 1000g/t 时,与不加 TH 的浮选指标相比,钴和锰的回收率均提高近 215%。当 TH 用量达到 2000g/t 时,富钴结壳精矿中钴和锰回收率略有下降,但其中钴和锰品位有所提高,浮选的选择性有所改善。当 TH 用量达到 3000g/t 时,精矿中钴、锰品位略有提高,精矿中钴、锰回收率也随之下降,因而选择 TH 用量 2000g/t。图 8 调整剂 TH 用量试验

22、结果Fig18 Test result of regulator TH dosage217 分散剂 CN 用量当磨矿细度为 65%-01074mm 时,在调整剂TH 用量 2000g/t、捕收剂 YSH 用量 8000g/t、辅助88有 色 金 属 第 58卷捕收剂 BK 用量 2000 g/t、松醇油用量 300g/t,搅拌时间为 10min 条件下,进行分散剂 CN 用量试验,试验流程见图 1,试验结果见图 9。图 9 CN 用量浮选试验结果Fig19 Test result of CN dosage 由图 9可知,CN 用量在 0 2000g/t 范围内,在低CN 用量条件下,富钴结壳粗

23、精矿的钴、锰品位基本不变,而其产率略有增加,碳酸钠用量增加到2000g/t 时,钴结壳浮选指标降低,粗精矿中钴和锰品位以 CN 用量500 1000g/t 为最佳,故选择CN 用量为500g/t。218 开路浮选试验在条件试验所确定的最佳参数基础上,进行开路浮选试验,试验流程见图 10,浮选结果见表 6。图 10 开路浮选流程Fig110 Flowsheet of open circuit flotation表 6 开路浮选试验结果Table 6 Test result of open circuit flotation产品产率/%品位/%CoM n回收率/%CoMn富钴结壳精矿5317101

24、480211188112181130中矿 3814201230812061104193中矿 2716701140611431383137中矿 1819101120515831373155中矿 03171012901310731393147尾 矿1715801046211921553138原 矿1001000131713199100100100100219 闭路浮选结果板状富钴结壳闭路浮选工艺流程见图 11,试验结果见表 7。板状富钴结壳闭路浮选原矿 Co 和 Mn品位分别为 01312%和 13186%,富钴结壳浮选精矿产率为 68145%,Co 和 Mn 品位分别为 01440%和19154

25、%,Co 和 Mn 回 收 率 分 别 为 96146%和96152%。可见采用试验确定的浮选工艺处理板状富钴结壳,可以取得较好钴、锰等有价金属回收率,并综合回收了其中的镍和铜,综合回收率较高,同时可以抛弃产率为 31155%的基岩脉石尾矿。图 11 闭路浮选工艺流程Fig111 Flowsheet of closed circuit flotation表 7 闭路浮选试验结果Table 7 Result of closed circuit flotation test产品产率/%品位/%CoMnNiCu回收率/%CoMnNiCu富钴结壳精矿68145014401915401460011409

26、6146961529514291127尾 矿3115501035115301048010293154314841588173原 矿100100013121318601330011051001001001001001001001003 结论通过对板状大洋富钴结壳选矿工艺研究,最终确定一粗二扫三精浮选流程,应用高效的捕收剂YHS 及高效的调整剂 TH,有效实现富钴结壳与基岩脉石矿物的浮选分离。考查捕收剂、辅助捕收剂、起泡剂、调整剂、分散剂和磨矿细度对浮选过程的影响。闭路浮选结果表明,Co 和 Mn 品位分别由原矿的 01312%和 13186%提高到精矿的 01440%和19154%,回收率分别达

27、到 96146%和 96152%,钴结89第 3 期 邵广全等:板状大洋富钴结壳浮选工艺研究壳浮选精矿产率为 68145%,抛弃基岩脉石尾矿31155%。所采用的浮选药剂无毒、且可批量供应。研究结果为海底富钴结壳资源进一步工业开发提供了选矿技术支撑。参考文献:1 Hirt W C;Foot D G,Shirts M B.Beneficiation of cobalt-rich manganese crust J.Marine Ming,1988,7(3):165-80.2 Sumitomo Metal Mining Co.Ltd.Recovery of valuable metals from

28、 cobalt-rich crust by flotation.Japan:JP 11319634 P.1998-05-14.3 Hirt W C.Flotation of cobalt-rich ferromanganese crust from the Pacific Ocean J.Minerals Engineering,1991,4(5/6):535-551.4 张心平,周秀英,王淑秋,等.太平洋富钴结壳浮选工艺研究 J.有色金属(选矿部分),1997,(3):1-6.5 唐林生,林 强,张泾生,等.锰结核浸出)矿浆离子浮选工艺的研究)镍钴离子浮选试验 J.有色金属(选矿部分),19

29、95,(1):5-9.6 唐林生,刘佩华,冯柏成,等.锰结核浸出液中铜镍钴离子浮选的溶液化学研究 J.有色金属(选矿部分),1997,(5):9-13.7 邵广全,吴沛然,张心平,等.大洋富钴结壳预处理研究报告 R.北京:北京矿冶研究总院,2004.Research on Flotation of Board Cobal-t rich Crust from Pacific OceanSH AO Guang-quan,W U Pei-ran,LI U Wan-f eng,ZHAN G Xin-ping,BAI Xiu-mei(Beijing General Research Institute

30、of Mineral&Metallurgy,Beijing 100044,China)AbstractT he flotation technology of board cobalt-rich crust from the Pacific Ocean is investigated,and the effects ofcollector,assistant collector,frother,regulator and dispersant on the floatation process are tested1 It is indicatedby the results of the c

31、losed circuit flotation test that the grades of Co and Mn are increased from 01312%and13186%in the crust to 01440%and 19154%in the concentrate,the recoveries of Co and Mn are up to96146%and 96152%,respectively1 T he yield of concentrate is 68145%,and the tailings dominantly consistingof bedrock gangue is about 31155%1Keywords:mineral processing;cobalt-rich crust;flotation;flotation reagent;flotation technology90有 色 金 属 第 58卷