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工业和信息化部、科学技术部、国家安全生产监督管理局公告(工联节(2011)第139号)――金属尾矿综合利用先进适用技术目录

  3.2 工艺流程
  尾矿(金、铅锌尾矿)中回收绢云母的工艺流程如图6所示。

  图6 工艺流程(略)

  3.3 关键技术
  (1)结合有色金属选矿尾矿的物化性能,采用新型、高效的选矿药剂、独特的选矿和超细分级技术使绢云母与尾矿中其他有色金属以及与可浮性、比重、比磁化系数相近的脉石矿物在完全解离的粒径下分离,达到绢云母富集提纯的目的;
  (2)采用微细物料深层絮凝浓缩和强力闪蒸干燥技术和设备,进行绢云母产品处理。高效深层絮凝浓缩技术和设备的脱水效率是普通技术的3倍以上,闪蒸干燥技术和多功能粉体干燥设备集粉碎、干燥和分级于一体,物料能在瞬时被高速粉碎,充分打散,既能保持物料的原始细度,又能极大地增加蒸发的表面积,干燥热效率高,节能显著(比普通技术节能30%以上),粉尘污染小。
  (3)采用新型改性剂,对产品进行物化改性处理,使其在橡胶、塑料、涂料等产品中发挥更高的补强、抗震、耐磨、耐腐蚀、耐热防火、绝缘等性能。
  4 技术应用情况及典型项目

  表14 典型项目的投资与收益情况

总 投 资

1381.3万元

其中:设备投资

672.9万元

运行费用

949.5万元/年

设备寿命

10年

综合利用效益

764.45万元/年

投资回收年限

2.8年


  利用该技术,已先后在江西铜业公司银山铅锌矿建成3000t/年系列绢云母产品的产业化示范工程、山东乳山市大业金矿建设10000t/年系列绢云母产品的生产工程。
  采用尾矿为原料,制造高性能、高附加值产品,经济效益明显。以年处理尾矿6.5万t计,可获得绢云母产品1万t,年产值2040万元,税后利润764.45万元。
  5 应用效果及推广前景
  千枚岩型有色金属矿是我国最具代表性的有色矿,其选矿尾矿约占有色金属选矿尾矿总量的40%。此类尾矿主要由绢云母、石英、高岭土等矿物组成。利用该技术从尾矿中回收绢云母可以减少尾矿堆存,提高资源利用率,减少污染;项目实施后,可为橡胶、塑料、涂料等行业提供质优价廉的新微粉材料。该技术应用价值大,推广前景广阔。

  十五、尾矿伴生萤石综合回收技术
  1 技术名称:尾矿伴生萤石综合回收技术
  2 技术适用范围:伴生萤石尾矿
  3 技术简介
  3.1基本原理
  萤石资源面临枯竭已经成为制约我国氟化工发展的瓶颈,研究和实施伴生萤石资源的回收利用,对缓解氟化工原材料紧张问题意义重大。柿竹园尾矿伴生萤石回收技术,曾列入国家“八五”“九五”“十一五”科技攻关项目。
  柿竹园是国内最大的伴生萤石矿床,其已探明伴生萤石储量约4600万t,占全国伴生萤石储量的70%。萤石矿物与其他矿物致密共生,浸染交代各种矽卡岩矿物。萤石常与脉石矿物连生,还带有磁铁矿、绿泥石、白云母、绿帘石、石英、长石等矿物的微细粒包裹物。柿竹园伴生萤石属典型的难选矿石。由于选矿技术复杂,柿竹园多金属选厂在生产回收钨、钼、铋几种主产金属后,萤石矿物被排入尾矿库中。该技术主要针对钨钼铋多金属浮选尾矿中萤石的综合回收。按高效浓缩脱药、高梯度磁选去除磁性矿物、常温下新型选矿药剂浮选萤石、浮选柱浮选机连选结合、中矿合理返回、强磁脱硅、产品分流等新的技术思路解决柿竹园尾矿中萤石的回收利用问题。
  3.2 工艺流程
  (1)原料准备
  浮钨尾矿中的萤石品位一般为17%~22%,是分离回收的目的矿物。非目的矿物以石英、长石和方解石为主,还有绿泥石、绿帘石、黑云母、白云母、角闪石和透闪石等。从粒度分析结果来看,萤石在浮钨尾矿中主要分布在-74μm粒级,产率为 82.37%,CaF2占有率为 85.62%,粒度组成适合浮选。
  (2)分选
  萤石选矿新工艺首先采用弱磁和强磁选对浮钨尾矿进行磁性分组,分组后非磁性产物的萤石品位得到提高,简化了矿物组成,优化了萤石浮选给矿,减轻了浮选的压力。弱磁选回收浮钨尾矿中的强磁性矿物,经精选后获得磁铁矿精矿。强磁选把浮钨尾矿分成两部分,磁性部分含黑钨矿、石榴子石等弱磁性矿物,通过重力分离获得黑钨中矿和石榴子石精矿产品。非磁性部分经浓缩后再浮萤石,使得萤石浮选的给矿量和浓度易于控制。同时浓缩作业可脱除矿浆中的剩余药剂和微细矿泥,减少它们对浮选过程的干扰,加强萤石选矿的稳定性,使精矿质量更有保障。
  (3)浮选
  萤石浮选采用一粗一扫九精的流程,浮选精矿脱硅后获得最终萤石精矿,通过中矿合理返回或单独处理分别得到酸级萤石精矿和冶金级萤石精矿。
  3.3 关键技术
  新工艺的技术关键在于以磁选先行,采用弱磁和强磁选对浮钨尾矿进行磁性分组,对非磁性部分浓缩后再选萤石。
  4 技术应用情况及典型项目
  表15 典型项目的投资与收益情况

总 投 资

5947.56万元

其中:设备投资

2569.50万元

运行费用

1500万元/年

设备寿命

10年

综合利用效益

1300万元/年

投资回收年限

4.5年


  柿竹园钨钼铋多金属矿床中伴生的萤石品位高、储量大,萤石平均品位含CaF221.31%,萤石储量达7090万t,占全国伴生萤石总储量的70%,潜在价值300亿元以上。萤石选厂投入5947.56万元人民币,新建两条萤石回收生产线,总建筑面积5629 m2,包括萤石回收主厂房、脱水、干燥、成球、仓储等车间,项目建成后,具备年产10万t萤石精矿生产能力。目前,产量基本稳定在300t/天,品位94%以上,回收率40%左右。
  5 应用效果及推广前景
  尾矿伴生萤石回收技术,集成了选矿新技术,减少了尾矿堆存,解决了柿竹园尾矿中萤石的回收问题,为企业创造了显著经济效益,增强了企业竞争力。该技术为我国伴生萤石资源综合回收利用提供了支撑,具有良好的推广前景。

  十六、尾矿回收锰矿物技术
  1 技术名称:尾矿回收锰矿物技术
  2 技术适用范围:铅锌尾矿提取锰矿物
  3 技术简介
  3.1 基本原理
  我国大部分有色金属矿山尾矿中含有铁、锰等有价元素。长期以来,企业只注重主要元素的提取,对尾矿中其他有用元素关注较少,资源利用率不高。南京银茂铅锌矿业有限公司铅锌有色金属矿,属于典型的复杂多金属铅锌锰矿。多年来以选别铅锌为主,尾矿中锰平均品位为4%,尾矿产量为15万t/a,造成锰矿物流失严重。针对锰矿呈弱磁性的性质特点,采用强磁选工艺流程对浮选尾矿锰资源进行综合回收。
  3.2 工艺流程
  采用的流程为:高梯度一粗一精一扫—中矿返回—锰精矿弱磁选除铁。流程如图7所示。

  图7 工艺流程(略)
  3.3 关键技术
  关键技术在于用立环脉动高梯度强磁选机回收碳酸锰,锰粗精矿弱磁选除铁,以获得较高的锰品位及回收率。
  4 技术应用情况及典型项目
  表16 典型项目的投资与收益情况

总 投 资

500万元

其中:设备投资

400万元

运行费用

100万元/年

设备寿命

15年

综合利用效益

650万元/年

投资回收年限

1年


  南京银茂铅锌矿业有限公司地处长江江畔,紧挨着金陵名胜栖霞山风景区,特殊的地理位置和生态环境要求企业最大限度的利用资源、保护环境,该项目的成功实施为矿山固体废物零排放提供了技术支撑。
  表16所示为“尾矿中回收锰技术”在南京银茂铅锌矿业有限公司的应用情况。应用该技术,年新增效益650万元,每年减少尾矿堆存、运输费用150万元以上,五年累计为企业新增经济效益约5000万元,同时保护了矿山周边环境。
  本技术还在辽宁葫芦岛八家子铅锌矿进行了推广应用,经研究采用上述工艺流程及设备,每年可回收碳酸锰精矿10万t以上。
  5 应用效果及推广前景
  该技术提高了资源利用率,减少了尾矿堆存,保护了矿山周边环境,环境与经济效益显著。本项目经鉴定后获中国有色金属工业科技进步一等奖,并成功推广到同类矿山,为我国同类矿山矿产资源的综合利用提供了一个很好的技术与工程范例。锰矿是我国的紧缺资源,自给率不足20%,而我国大部分铅锌矿尾矿中都含有锰金属,本技术应用前景十分广阔。

  十七、尾矿综合回收钨、铋、钼技术
  1 技术名称:尾矿综合回收钨、铋、钼技术
  2 技术适用范围:钨、钼、铋伴生多金属尾矿提取有价成分
  3 技术简介
  3.1 基本原理
  通过600t/d的尾矿再选车间,对现有尾矿库中的尾砂及现产生的尾矿进行再处理,回收钨、铋、钼等,以综合利用资源、提高企业效益,解决尾矿库库容不足的问题。
  棉土窝钨矿含有钨,并伴生有钼、铋等金属。目前入选原矿品位WO30.35%、Bi0.12%、Mo0.13%,由于选厂工艺是以重选为主,所以铋、钼在摇床回收过程中因为粒度、连生、易浮等原因在淘洗摇床中进入尾矿而被排进尾矿库。尾矿库堆存的尾矿运至再选车间原料仓,经球磨机磨矿后进行浮选,得到铋、钼混合精矿及浮选尾矿,铋、钼混合精矿送现有选厂分离,浮选尾矿进入绒毯溜槽回收钨精矿及氧化铋精矿后,得到最终尾矿,出售给当地的砂砖厂。
  3.2 工艺流程
  运至原料仓的尾矿经过球磨机和螺旋分级机组成的闭路磨矿分级回路,进行磨矿、分级;分级机溢流进入铋、钼混合浮选作业,经一次粗选、一次精选和一次扫选得到铋钼混合精矿;精选后的尾矿并入最终尾矿,扫选尾矿依次经过绒毯溜槽、摇床和磁选得到最终钨精矿和铋精矿;溜槽和摇床分别抛弃部分尾矿。
  工艺流程如图8所示。

  图8 工艺流程(略)
  3.3 关键技术
  (1)预先分级、脱水—现产生的尾矿通过水力分组箱自然分级、脱水;尾矿库尾矿通过螺旋分级机分级。
  (2)磨矿浮选—粗粒级尾矿进行磨矿,磨矿细度60%-0.074mm,细粒级矿直接进入浮选。
  (3)药剂制度—以石灰为调整剂,以煤油、黑药为捕收剂,以二号油为起泡剂,在pH值为l0的介质中进行浮选。
  4 技术应用情况及典型项目
  本项目的选矿技术是比较常见的,操作简单,比较容易推广。
  棉土窝钨矿尾再选车间工程项目建设投资为629万元。项目实施后需流动资金87万元。投产后年处理尾矿180000t,年产钨精矿33.8t(WO360%),铋精矿含铋47.7t,钼精矿136.0t(Mo45%),销售处理后的最终尾矿179598t。产品售价按市场现价计算,项目达产后年销售收入663万元,详见表17。

  表17 销售收入表

序号

项目

单位

产量

销售单价

(元)

销售收入

(万元)

1

钨精矿

t/a

33.8

15929

54

2

铋精矿

t/a

47.7

30973

148

3

钼精矿

t/a

236.0

17920

423

4

尾矿

t/a

179598.0

2.1

38

5

合计

 

18000.0

 

663


  投资内部收益率20.41%;净现值(i=8%) 542万元;投资回收期5.63年;按静态方法计算的投资利润率24.46%,投资利税率为30.15%。

  表18 典型项目的投资与收益情况

总 投 资

629万元

其中:设备投资

282万元

运行费用

485万元/年

设备寿命

15

综合利用效益

175万元/年

投资回收年限

5.63年


  棉土窝钨矿尾矿回收伴生元素选矿工程需建设资金629万元,占用流动资金87万元,建设期一年,项目建成后年销售收入663万元,销售税税金及附加3万元,企业税后利润117万元,项目的投资内部收益率为20.41%,投资回收期5.63年。
  5 应用效果及推广前景
  综合利用尾矿每年可回收钨精矿33.81t(WO360%),铋金属量47.7t,钼金属量106.2t。该公司尾矿库设计容量99.3万m3,已堆存尾矿80万m3,采用该技术不但使资源得到综合回收利用,也解决了尾矿库容不足的问题,此外还增加了就业岗位,提高了企业经济效益与社会效益。该技术先进适用,流程简单,推广方便,同类型的选矿厂尾矿都适用。

  十八、堆浸尾渣综合利用技术
  1 技术名称:堆浸尾渣综合利用技术
  2 技术适用范围:黄金尾渣综合利用
  3 技术简介
  3.1 基本原理
  堆浸尾渣中含金品位较低,入选平均品位仅为0.55g/t,且经过堆浸后废弃多年,致使尾渣中的残留金难以选别。采用尾渣破碎-磨矿-全泥氰化-炭浆提金工艺,尽可能地降低生产成本、减少投资,提高金回收率,获得了较好的经济效益。
  3.2 工艺流程
  堆浸尾渣经破碎、筛分、两段闭路磨矿分级、除屑除杂后,矿浆经浓缩后送至氰化系统(CIL边浸边吸流程),获得的载金炭再进行解吸电解,解吸电解系统采用目前先进的高温高压无氰解吸技术。电解后的金泥经水洗、酸洗处理后再进行冶炼铸锭,产品为合质金。
  3.3 关键技术
  (1)在磨矿前加入氰化钠,通过提前磨浸能够缩短矿石的浸出时间,节省了浸出设备,降低设备投资和生产成本,节能效果显著。
  (2)采用先进、高效、可靠性强的大型碎矿设备。该系列设备维修方便,便于操作,具有层压破碎、产品粒度细的特点,可实现“多碎少磨”。
  (3)磨矿设备采用中信重工生产的φ3.6×6.0m和φ3.2×5.4m球磨机,设备采用高低压润滑站、气动离合器、慢速传动装置、喷雾润滑等先进技术,保证了磨机的运转率,实现生产自动化,运行效果良好。
  (4)浸吸设备采用硬齿面齿轮减速机传动的φ8500×9000大型浸吸槽。
  以上设备经生产检验,运行稳妥可靠,易于操作。实现了高效、节能,实际生产中单位电耗为28.8kwh/t,按单位矿石分摊的采选生产成本仅为32.95元/t。
  4 技术应用情况及典型项目
  表19 典型项目的投资与收益情况

总 投 资

6016万元

其中:设备投资

2782万元

运行费用

3132万元/年

设备寿命

10年

综合利用效益

新增利润

2310万元/年

投资回收年限

3.5年


  2008年10月至今,共处理矿石量145.8万t。入选矿石(包括堆浸废渣)金平均品位0.90 克/t,其中入选堆浸尾渣金平均品位 0.55克/t,氰化后尾矿品位0.14克/t,金总回收率 73 %。截止2009年10月底,实现新增产值7700万元,新增利润总额2310万元,上缴所得税1100万元,取得了较好的经济效益。
  5 应用效果及推广前景
  目前国内仍有许多黄金矿山存在着堆浸废渣,由于受当时客观条件、技术条件等诸多因素限制,堆浸废渣中仍存有相当可观的黄金资源。该技术适用于黄金尾渣综合利用,投资少,效益好,可有效回收贵重资源,消除尾渣发生泥石流的危害,极具推广价值。

  十九、化学硫化集成技术
  1 技术名称:化学硫化集成技术
  2 技术适用范围:低品位含铜废石
  3 技术简介
  3.1 基本原理
  以低品位含铜废石为原料,经日晒雨淋、细菌氧化、喷淋堆浸等作用产生含铜酸性水,酸性水再经除杂提纯预处理工序,进入硫化工序以硫化铜的形式回收废矿石中的铜金属。
  化学硫化集成技术与传统硫化技术、堆浸技术、膜渗透技术、离子交换、碱式沉淀等同类技术相比,具有以下几方面的优势:
  (1)与传统硫化工艺相比,解决了H2S二次污染。现场H2S浓度1ppm以下,铜回收率90%以上、铜品位30%以上,吨铜成本1.5万元以下;
  (2)采矿废石堆浸喷淋产生的酸性水中的铜离子浓度降到40mg/L时,硫化工艺运行仍具有经济性;
  (3)该技术能够克服Fe3+、Fe2+、Al3+等离子的干扰,操作简便,运行稳定;
  (4)在环保方面的优势:一是该技术回收铜的同时,去除大部分的重金属离子;二是提高了pH值,减少石灰中和的渣量;三是硫化工艺无任何有机污染物产生;
  (5)当废水中的铜离子浓度低于200mg/L时,硫化集成技术有明显的运行成本优势,回收成本随浓度变化较小。

  图9 萃取电积与硫化工艺成本的比较(略)

  3.2 工艺流程

  图10 工艺流程图(略)
  3.3 关键技术
  (1)预处理工序可将水中Fe3+含量控制在100mg/L以下,水中Cu2+: Fe3+含量比由低于1:10提高到1:1以上;
  (2)硫化工序通过控制pH值和ORP可使外排水Cu2+小于1mg/L,外排水S2-小于5mg/L,Fe3+反应率低于50 mg/L,环境中硫化氢浓度低于1ppm,铜精矿含铜品位30%以上;
  (3)应用晶种调节技术,反应物沉速达到2.5m/h,浓度达到40%。
  4 技术应用情况及典型项目
  表20 典型项目的投资与收益情况

总投资

2820万元

其中:设备投资

737万元

运行费用

1000万元/年

设备寿命

5年

综合利用效益

1000万元/年

投资回收年限

3年


  2007年4月江铜百泰环保科技有限公司德兴硫铜厂应用化学硫化集成技术建设了国内首家硫化铜厂,2008年4月正式竣工投产,总投资2820万元,取得显著的经济效益。截止2010年6月,德兴硫化铜厂回收铜金属1773t,工业产值6335.6万元,利润2660.1万元。
  5 应用效果及推广前景
  采矿废矿石堆浸喷淋时产生的酸性水pH值为2.2~2.5、含Fe3+、Al3+等多种金属离子,在回收铜金属后需经处理才能达标外排或回用。利用化学硫化集成技术回收酸性水中低浓度铜的同时可去除大部分的Fe3+、Al3+等多种金属离子,使酸性水达标处理更加简单,降低了废水达标处理的成本。厂累计利用酸性水1297m3,节约酸性水达标处理费用3242.5万元。利用化学硫化集成技术回收酸性水中低浓度的铜后,减少了酸性废水达标处理的污泥量,累计氢氧化物量15万t、硫酸钙70万t以上。
  该技术可以较好地提取含铜废石废水中的金属铜,尤其是它能够提取含铜浓度低的酸性水中的铜,同时还能够起到酸性水处理的作用,减少了排放到环境中的有毒金属离子,使酸性水达标处理更加简单,经济成本更低,环境效益更好。

  二十、金属尾矿综合利用湿法冶金技术
  1 技术名称:金属尾矿综合利用湿法冶金技术
  2 技术适用范围:各种金属尾矿、剥离表皮矿
  3 技术简介
  3.1基本原理
  湿法冶金技术可应用于各种金属尾砂库、剥离表皮矿的资源再生综合利用和氧化原矿浸出,特别适用于金属元素氧化程度高的大型金属尾砂库。“酸浸—萃取—电积” 法简称“L— SX— EW”法,具有效率高、成本低、无“三废”排放(萃余液全部返回循环使用)、绿色环保、低碳节能、金属回收率高等特点,具有巨大的应用发展前景。
  (一)铜矿尾砂性质:
  石录铜矿尾砂真密度3.05t/m3,堆密度1.4t/m3;含铜品位0.75%(其中酸溶铜占56%,其余为不可溶结合氧化铜),含铁品位22.93%;粒度非常细,-400目占42.47%,-200目所占比例高达83.05%;铜铁主要分布在细粒级中,-400目粒级中铜和铁分布率分别为68.8%和65.19%;氧化率极高泥化很严重,氧化组分主要为SiO2、Fe3O4、Al2O3、CaCO3、MgCO3等。
  (二)铜矿尾砂加硫酸后的反应原理:
  (1)黑铜矿:CuO+H2SO4→CuSO4+H2O
  (2)兰铜矿:
  2 CuCO3·Cu(OH)2+3H2SO4→3CuSO4 +2CO2↑+4H2O
  (3)孔雀石:
  CuCO3·Cu(OH)2+2H2SO4→2CuSO4 +CO2↑+3H2O
  (4)硅孔雀石:CuSiO3·2H2O+H2SO4→CuSO4+SiO2+3H2O
  SiO2+H2O→SiO2·H2O →H2 SiO3


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