高硫难选低品位铜铅锌矿铜铅硫分离浮选新工艺研究
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阐述高硫铅锌矿选矿新工艺及应用铅锌金属是当前工业发展过程中不可替代的重金属,随着工业生产的高速发展,我国对于铅锌矿物的需求不断在增加。
中国作为世界上锌矿资源最为丰富的国家之一,同时也是铅锌精矿生产国,其铅锌工业的发展直接关系到世界的铅锌工业发展。
但日益萎缩的锌矿产量面对世界工业发展更加巨大的需求,对当前我国的铅锌矿采选技术提出了更高的要求。
只有进一步的提升采矿效率,提升铅锌矿物产量和质量,才能够进一步应对工业发展的需求。
一、硫化铅锌矿床的主要矿物铅锌金属因其类似的外电子结构和强烈的亲硫性,单一铅或单一锌矿床极少,常见于综合性矿床之中,特别是大型、特大型矿床。
我国铅锌矿物资源分布广泛,经过近半个世纪的发展,采矿技术、采矿规模以及矿物生产都取得了很大的进步,生产产能具有相对集中的特点,全国范围内现已经形成了五个较大的铅锌生产基地。
我国硫化矿矿床类型相对齐全,但由于成矿环境十分复杂,继而使得矿床普遍存在较多的伴生成分,矿床所含的铅锌矿物含量也具有铅低锌高的特点。
硫化矿床是我国铅锌矿物采选的主要矿床,主要铅锌矿物包括有原生方铅矿和闪锌矿以及铁闪锌矿。
方铅矿具有较强的金属光泽,常与闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿等共伴生,其可浮性良好,许多研究表明,方铅矿表面元素六点含量是决定方铅矿无捕收剂情况下的浮选情况。
如果利用捕收剂诱导浮选,则会根据捕收剂的不同选择产生不同的化学产物,在方铅矿的浮选过程中,往往会选择重铬酸钾为抑制剂,用以在铜铅混合精矿分离时让铜先被浮选,在对铜铅混合精矿的分离生产中具有良好的分离效果。
含铁量大于10%称为铁闪锌矿,其可浮性往往取决于矿物中铁的含量,研究表明含铁量与闪锌矿的可浮性有一定的关系,一般含铁量越高,可浮性越低,但即便是纯闪锌矿,其可浮性也不高,因此定义闪锌矿为难浮选的矿物。
而在闪锌矿水溶液中加入硫酸铜后,其表面经过一系列的氧化行为,形成表面的硫酸铜,具有进一步活化闪锌矿的效用,并且有效的提升了闪锌矿的可浮性。
课堂|铜锌硫化矿分离工艺技术研究进展铜、锌作为重要的金属材料在现代化建设中发挥着重大作用,而随着矿产资源的不断开发,优质矿产资源日益减少,对复杂难选铜锌硫化矿石资源进行综合利用成为缓解资源需求紧张的有效途径之一。
复杂难选铜锌硫化矿石难以浮选分离的原因主要有以下几点:①各种矿物间的嵌布关系复杂、单体解离困难;②矿石中的铜、铅等离子对闪锌矿有活化作用,使闪锌矿的可浮性与铜矿物相近;③受氧化、变质以及表面被污染等因素的影响,同一种矿物也存在较大的可浮性差异,使多种硫化矿物间的可浮性交错;④受黄铁矿、磁黄铁矿等其他伴生矿物及矿泥的影响,浮选方法和药剂制度等也会影响到铜锌的分离效果。
此外,近年来的研究还发现,存在于矿物中的古流体是铜离子的又一主要来源,这也应视为导致铜锌硫化矿选择性浮选分离困难的新影响因素。
浮选分离工艺、浮选分离药剂和选冶联合新技术等3方面是铜锌硫化矿分离工艺技术的重点,分别总结概述研究进展。
1 浮选分离工艺常见的铜锌硫化矿浮选分离工艺流程有优先浮选流程、混浮再分离流程,此外还有部分优先浮选—混浮再分离流程等。
矿石中有用矿物的种类、含量、嵌布特性及可浮性差异等因素是确定原则流程的主要依据。
1. 1 优先浮选工艺流程危流永通过分析广西某难选铜锌硫化矿石性质,以及原选矿流程所存在的问题,在药剂制度得到优化的情况下,采用原矿粗磨至-0.074 mm 占60%后在弱碱性环境下优先浮铜,铜粗精矿再磨至-0. 038 mm 占85%后精选,选铜尾矿再选锌的阶段磨矿—阶段选别的优先浮选工艺处理矿石,取得了较好的试验指标和生产指标。
尹万里等以某易浮难分离的复杂铜锌硫化矿石为研究对象,在分析了造成现场铜精矿品位低含锌高、锌回收率偏低的原因后,依据原矿中有用矿物嵌布粒度细、铜锌结合致密的特点,确定了优先浮铜再浮锌的工艺流程,获得了铜品位为15. 31%、铜回收率为74. 81%的铜精矿,锌品位为46. 32%、锌回收率为85. 12%的锌精矿,试验指标良好。
难选铜锌多金属硫化矿浮选工艺研究我国某铜锌多金属硫化矿,矿体以铜、锌、硫为主,伴生有铜、金、银等。
投产以来,由于原矿含铜品位高,锌矿物里含乳浊状黄铜矿,致使锌的回收指标波动较大,锌精矿含铜超标,锌回收率低。
研究的目的,确实是为了完善工艺流程,提高铜锌分离效率,提高有效金属的回收指标,使锌精矿能够以合格品产出。
考虑到原矿中银的含量较高,达到近80g/t,其工业价值不容轻忽,为了降低硫精矿中银的含量,使之进入到铜、锌精矿产品中,从而减少银的损失,实验方案采纳优先浮铜,锌硫混浮,混合精矿再磨分选的工艺流程。
通过大量的条件实验,找到了铜、锌、硫的可浮性规律,确信了处置该矿相适宜的工艺参数和药剂制度,经闭路实验验证,取得了中意的分选指标。
一、工艺矿物学研究(一)多元素分析及矿物相对含量矿石的多元素分析结果见表1,矿物相对含量见表2。
表1 原矿多元素分析结果 %表2 矿物相对含量 %(二)铜、锌的物相分析铜、锌的物相分析结果见表3、表4。
表3 铜的化学物相分析结果 %表4 锌的化学物相分析结果 %(三)要紧矿物的工艺特点矿体为复杂的多金属硫化矿,要紧矿物的工艺特点如下:黄铜矿:要紧的含铜矿物,含铜量占总铜的80%。
黄铜矿呈不规那么粒状集合体和黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、方铅矿紧密嵌生组成致密块状体,或呈不规那么颗粒嵌生在白云石、石英等脉石矿物中。
黄铜矿沿破碎的黄铁矿颗粒裂隙充填成网格状结构,脉宽~0.008mm,较难解离。
有少量黄铜矿发生次生转变,生成辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿和铜蓝等充填在黄铁矿颗粒间隙或裂隙中。
黄铜矿的自然粒度范围宽广,但要紧集中在1~0.037mm级别中,0.074mm以下颗粒要紧呈乳浊状和短绒状被包于闪锌矿中。
闪锌矿:要紧的含锌矿物,其含锌量占总锌的80%以上。
闪锌矿在各类矿石中要紧呈不规那么粒状集合体嵌布在黄铁矿、炭酸盐矿物和石英脉中,与黄铜矿、方铅矿紧密嵌生,少量呈自形、半自形晶颗粒嵌布在脉石矿物中。
高硫铅锌矿选矿新工艺浅究近些年来,高硫铅锌矿选矿效率一直不高,尤其是铅锌矿物浮选中,由于工艺的传统、不足等,会造成大量的铅锌矿物无法被浮选出来,而且会影响到铅锌的浮选质量,整体选矿效率不高。
面对这种困境,必须要对铅锌矿选矿工艺进行创新,并通过新工艺的应用来解决铅锌矿选矿难的局面,对此,本文主要对高硫铅锌矿选矿新工艺的应用进行分析。
1 高硫铅锌矿的主要矿物质研究我国是一个地大物博的国家,在地下更是存有丰富的矿物质资源,如石油、煤矿等,同时还存在很多硫铅锌矿,对这些物质的提炼提供重要的资源地。
另外,通过大量的调查分析,我国的铅锌矿物质资源的分布范围极为广泛,为了得到这些矿物质资源,研发了硫铅锌矿选矿技术,并已经发展了近半个世纪。
直到今天,我国的选矿技术以及选矿规模的发展已取得了很大的成就。
硫铅锌矿的形成需要一个漫长的时间,而且由于成矿的环境比较复杂,这样就会使硫铅锌矿形成的过程中,将会伴有多种矿物质,并在实践的调查中发现,一般的矿床中所铅矿物质含量较低,锌矿物质含量较高的特点。
高硫铅锌矿中主要含包括闪锌矿、方铅矿、铁闪锌矿等,其中铅锌矿中经常会有黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿的存在,而且方铅矿的整体将体现出较强的金属光泽,如果实施捕收剂诱导浮选,根据捕收剂的不同,会产生不同的化学产物,具体应根据硫铅锌矿的选矿要求选择相应的捕收剂。
一般情况下,在提取矿物质的过程中,主要以选择重铬酸钾为抑制剂,将其用在铜铅混合精矿分离的过程中,可以让铜先被浮选出来,会产生良好的分离效果。
2 硫化矿物浮选行为的影响分析2.1 矿浆pH值的影响通过大量的实践经验表明,矿浆pH值对硫化矿物的浮选行为会产生不同程度的影响。
例如,在矿浆pH值为8的情况下,矿浆显碱性,这种情况下会抑制闪锌矿、方铅矿的浮选,相对来说,对闪锌矿的抑制作用要远远高于方铅矿,而且在矿浆pH值不断增加的情况下,所表现出的抑制作用也会越来越强。
针对方铅矿的抑制情况来分析,矿浆pH值到12.5时将是一个临界点,一旦矿浆pH值超过12.5,抑制作用将会急剧加强,这样方铅矿等受到影响的矿石浮选也将达到最低点。
分类号:密级:学号:2005G108 单位代码:10407硕士学位论文论文题目: 高硫难选铜锌矿铜锌硫分离新工艺研究研究方向矿物加工理论与工艺专业名称矿物加工工程研究生姓名汤小军导师姓名、职称邱廷省教授2009年 12月20日江西·赣州摘要铜和锌都是国民经济中主要的原材料金属,是我国重点发展的一类有色金属产品。
铜矿石多数不是单金属的,其中硫化铜矿石中常常含有闪锌矿等硫化矿物,被称做铜锌硫化矿。
其通常嵌布粒度较细,共生复杂,导致分选效果不佳,造成极大的浪费。
从资源综合利用方面来讲,研究铜锌硫化矿的选矿分离对我国的有色工业发展有重要意义。
本文分析比较了国内外铜锌硫化矿浮选的理论、药剂和工艺流程的研究动态。
并对铜锌硫化矿的性质、矿床成因等方面做了扼要的介绍。
本文以大川铜锌硫化矿石为研究对象,工艺矿物学研究表明:该矿石中的铜锌矿物具有品位较低、共生关系较复杂、嵌布粒度较细和高硫的特点,是属于难选铜锌硫化矿石。
针对矿石的性质,主要考察了铜锌优先浮选、铜锌混浮-分离两种工艺,其中重点研究了优先浮选中T-207及黄药组合作为浮铜的高效捕收剂、锌矿物的组合抑制剂及铜锌混浮-分离中铜锌组合捕收剂、活化剂。
在硫铁矿回收工艺中比较了浮选与重选工艺的优劣。
试验结果表明:铜锌分离方面采用铜锌优先浮选工艺流程,铜精矿中铜品位21.17%,锌4.32%,铜回收率为90.22%;锌精矿中锌品位50.22%,铜1.01%,锌回收率为70.12%。
相比铜锌混选-分离工艺铜精矿中铜回收率提高7.75%;锌精矿品位提高9.59%。
硫回收方面采用得重选仅取得含硫38.84%,硫回收率为70.54%的硫精矿;采用浮选工艺虽生产成本较高,但其可获得含硫44.96%,硫回收率为88.37%的硫精矿。
关键词:优先浮选;铜锌混浮; T-207捕收剂;组合抑制剂AbstractCopper and zinc metal is not only the main raw material, but also one of the important developing non-ferrous metal products in China. Most copper ore is not a single metal, such as the sulfide copper ore which is considered as copper and zinc sulfide ore often includes sphalerite and other sulfides, whose character is usually embedded fabric smaller particle size and symbiotic complex. This results in less separation effect and waste of resources. Considering comprehensive utilization of resources, study on the separation of copper and zinc sulfide ore has a great significance in non-ferrous industrial development of China.This paper gives simple introduction of properties, ore genesis and sulphide Cu-Zn ore analyse and compare with the researches.A certain Dachuan’s sulphide Cu-Zn ore is regarded as the research object in the paper.Studying on technological mineralogy shows that: copper minerals and zinc minerals in the ore are low-grade, thin inlaid particle-size, complicated symbiotic relation and high suphur. The ore is a refractory sulphide Cu-Zn ore. Considering ore property and conditions of dressing plant, we do comparative tests of the two flotation flowsheet schemes, which are selective flotaion flowsheet and bulk flotation- separation. Among them mainly studies high selective collector compounded by T207 and Ethyl(Butyl) xanthate 、depressor of zinc mineral and activator. Also analyses the excellence between the flotation and gravity separation when handling the troilite. The result shows that copper grade is 21.17%, zinc 4.32%, copper recovery is 90.22% in the copper concentrate and zinc grade is 50.22%, copper 1.01%, zinc recovery is 70.12% in the zinc concentrate when the selective floation choosed. The last sulphur grade is 44.96%, copper 0.049%, zinc 1.05%, sulphur recovery is 88.37% in the sulphur concentrate when flotation choosed in dealing with the residual sulphide ore.Key words:selective flotaion; bulk flotation; T-207collector; composite depressor目录摘要 (I)Abstract ................................................................................................................................................................ I I目录 (III)第一章绪论 (1)1.1铜资源综述 (1)1.1.1 铜的用途以及铜矿床类型 (1)1.1.2 铜的主要矿物及其特性 (2)1.2锌资源综述 (2)1.2.1 锌的性质及用途 (2)1.2.2 锌的矿物 (3)1.2.3 锌矿资源的特点 (3)1.3文献综述 (4)1.3.1 硫化铜锌矿石的可选性分析 (4)1.3.2 铜锌硫化矿浮选的理论研究进展 (5)1.3.3 铜锌硫化矿浮选的药剂研究现状 (5)1.3.4 铜锌硫化矿浮选分离工艺的研究进展 (7)1.4课题研究内容 (9)1.4.1 课题的提出 (9)1.4.2 研究的主要内容 (10)第二章原材料及研究方法 (11)2.1试验试样 (11)2.2试验试剂 (11)2.3试验方法 (12)2.4试验仪器 (12)第三章原矿矿石工艺矿物学研究 (14)3.1原矿多元素分析 (14)3.2铜、铁矿物物相分析 (14)3.3矿石的矿物组成 (14)3.3.1金属矿物 (14)3.3.2 非金属矿物 (14)3.3.3 矿石中矿物种类 (15)3.3.4 矿石中矿物含量 (15)3.3.5 矿石的X射线衍射分析 (15)3.4矿石的结构与构造 (17)3.4.1 矿石的结构 (17)3.4.2 矿石的构造 (18)3.5矿物嵌布特征 (18)3.5.1 主要矿物粒级分布 (18)3.5.2 主要矿物嵌布特征 (18)3.6铜、锌、银、金的赋存状态 (25)3.7矿石性质研究小结 (26)4.1浮选药剂的选择 (27)4.2原则流程的确定 (28)4.3铜锌优先浮选试验 (30)4.3.1 磨矿曲线 (30)4.3.2 磨矿细度试验 (31)4.3.3 铜粗选条件试验 (32)4.3.4 锌粗选条件试验 (37)4.3.5 铜、锌浮选全流程开路试验 (39)4.3.6 铜、锌浮选流程闭路试验 (40)4.4铜锌混选-分离试验 (42)4.4.1 铜锌混合浮选 (42)4.4.2 铜锌混合精矿分离浮选 (48)4.4.3 铜锌混选-分离试验小型闭路试验 (51)4.5两种工艺指标对比 (53)4.6铜锌尾矿选硫试验 (53)4.6.1 活化剂选择试验 (54)4.6.2选硫捕收剂丁基黄药用量试验 (54)4.6.3 起泡剂选择及用量试验 (55)4.6.4 最终选硫试验 (56)4.6.5 重选选硫试验 (57)4.7最终铜锌硫多金属矿小型闭路试验流程及结果 (57)4.8精矿产品分析 (59)4.8.1 铜精矿多元素分析 (59)4.8.2 锌精矿多元素分析 (59)4.8.3 硫精矿多元素分析 (59)4.9本章小结 (60)第六章结论 (64)参考文献 (66)附表A矿光谱分析结果 (68)致谢 (69)个人简历 (70)攻读硕士期间发表的论文 (71)攻读硕士期间参与的科研成果 (72)附录C 江西理工大学学位论文独创性声明及使用授权书 (73)第一章绪论1.1铜资源综述1.1.1 铜的用途以及铜矿床类型铜是国民经济建设中一种重要的金属原料。
铅锌浮选工艺研究报告一、引言铅锌矿是一种重要的金属矿石,在工业生产中具有广泛的应用价值。
铅锌浮选是一种常用的选矿工艺,通过浮选过程可以有效地将铅锌矿石中的有用矿物与非有用矿物分离开来,提高铅锌矿石的品位和回收率。
本报告旨在研究铅锌浮选工艺,探索工艺参数对选矿效果的影响,以及提出优化建议。
二、浮选原理铅锌浮选工艺基于矿石中铅锌矿物与非有用矿物的物理和化学性质差异,利用浮选剂和气泡在水溶液中的相互作用实现矿物的分离。
一般情况下,通过调整浮选剂的种类和添加量,可以使铅矿和锌矿在浮选过程中完全浮起,而非有用矿物则沉于底部或被抑制。
三、工艺参数1. 浮选剂种类:浮选剂的选择是影响浮选效果的重要参数。
常用的浮选剂包括黄药油、木油、石油磺酸盐等,不同的浮选剂对不同矿物的选择性有所差异,应根据具体矿石性质选择合适的浮选剂。
2. 浮选剂添加量:浮选剂的添加量会直接影响铅锌矿浮选的效果。
添加过少会导致浮选矿物的回收率降低,而添加过多则可能造成矿石中铅锌矿物与非有用矿物的过度悬浮,降低分离效果。
因此,在实际生产中应通过试验确定合理的浮选剂添加量。
3. 搅拌强度:搅拌强度是指在浮选槽中传递气泡与矿物以及浮选剂之间的力。
适当的搅拌强度有助于气泡与矿物的接触,提高浮选效果;过强或过弱的搅拌强度都会影响浮选效果,应根据矿石特性确定合适的搅拌强度。
4. 气泡尺寸:气泡尺寸是影响铅锌浮选的关键参数之一。
较小的气泡有更大的表面积与矿物接触,提高选矿效果,而较大的气泡则容易被矿物顶起,导致浮选效果下降。
因此,在浮选过程中要控制气泡的大小,获得最佳的浮选效果。
四、工艺优化建议1. 优化浮选剂种类和添加量:根据不同矿石性质,选择具有较好选择性的浮选剂,并通过试验确定合适的添加量,以提高浮选效果。
2. 控制搅拌强度:根据矿石特性,确定适宜的搅拌强度,保证气泡与矿物的充分接触,提高浮选效果。
3. 精确控制气泡尺寸:通过优化气泡生成设备或微调工艺参数,探索合适的气泡尺寸范围,以获得较好的选矿效果。
某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅分离浮选试验廖德华;陈向【摘要】某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差.矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难.对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:①铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;②采用重铬酸钾+ LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;③原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)-1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)-1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标.该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2017(000)004【总页数】4页(P113-116)【关键词】铜铅锌矿;铜、铅分离;再磨;抑制剂【作者】廖德华;陈向【作者单位】湖南有色金属职业技术学院科研处;湖南有色金属职业技术学院资源环境系【正文语种】中文铜、铅分离一直以来都是铜铅锌多金属矿分选的难题[1-2]。
某难选多金属硫化矿原采用磨矿—铜铅混浮—铜、铅分离—混浮尾矿选锌工艺流程进行生产,其中铜、铅分离采用重铬酸钾进行抑铅浮铜。
随着矿山开采深度的增加,入选矿石性质发生改变。
在浮选分离方铅矿、黄铜矿时,铜、铅精矿互含且严重超标,不能获得合格的铜、铅精矿,原工艺流程已不适应,因此对新开采出矿石进行选矿试验,以确定合适的工艺流程与药剂制度。
某铜铅锌多金属硫化矿主要金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿和黄铁矿,其次为砷黝铜矿,其中方铅矿、黄铜矿共生关系密切,嵌布粒度细小,难以选别;脉石矿物主要有石英、长石和绢云母等。
高硫难选低品位铜铅锌矿铜铅硫分离浮选新工艺研究
唐顺昌;朱雅卓;胡波;陈代雄
【摘要】某复杂铜铅锌矿矿石特点是含硫高,铜铅锌矿物与硫分离以及铜与铅锌分离难度大,非常复杂难选.试验采用磁选-浮选联合工艺流程,磁选脱除磁黄铁矿,消除其对后续浮选的影响,磁选尾矿采用优先浮选工艺回收铜.优先浮铜采用BP+乙黄药作为捕收剂,LD-1+亚硫酸钠抑制铅,优先浮铜粗精矿铜硫分离,铜硫分离采用腐植酸钠+石灰抑制黄铁矿,提高铜精矿品位.原矿含铜0.36%,含铅0.56%,含硫25.54%,试验获得铜精矿含铜23.61%,含铅0.85%,铜回收率达到74.16%.实现了铜铅硫高效分离,试验指标优良.该浮选新工艺为复杂铜铅锌矿的高效利用提供了有效的新途径.
【期刊名称】《湖南有色金属》
【年(卷),期】2015(031)002
【总页数】5页(P20-24)
【关键词】高硫;磁选-浮选联合工艺;铜硫分离;铜铅分离;高效抑制剂
【作者】唐顺昌;朱雅卓;胡波;陈代雄
【作者单位】西藏玉龙铜业股份有限公司,西藏昌都854000;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083;湖南有色金属研究院,湖南长沙410100;复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室,湖南长沙410100;武汉科技大学资源与环境工程学院,湖北武汉430081;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083;湖南有色金属研究院,湖南长沙410100;复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室,湖南长沙410100
【正文语种】中文
【中图分类】TD923
目前,铜铅锌多金属矿石的组分越来越复杂,各矿物之间致密共生,镶嵌关系复杂多变,铜铅硫化矿的分离已经成为重金属选矿中最复杂的问题之一。
无论是采取优先浮选、等可浮选还是部分混合浮选,普遍存在铜铅分离难和铜硫分离难的问题。
由于铜与铅矿物可浮性相近,铜铅的分离难度大,或者分选不好。
即使获得了铜精矿与铅精矿,由于铜铅互含高,导致铜与铅的回收率大大降低。
某复杂铜铅锌硫化矿,原矿含硫25.54%(包括黄铁矿和磁黄铁矿),部分硫铁矿具有很好的可浮性;磁黄铁矿很难抑制;铜铅锌矿物的嵌布粒度均匀不一,各矿物间相互交代,各矿物很难完全解离;原矿铜铅锌的含量比较低,尤其是铜、铅的品位很低。
针对该矿石性质特点就铜铅分离和铜硫分离做了系统的研究。
试验采取磁选-浮选联合的工艺流程,原矿含铜0.36%,含铅0.56%,含硫 25.54%,获得
铜精矿含铜23.61%,含铅0.85%,铜回收率达到74.16%,实现了铜铅硫高效分离,试验指标优良。
该铜铅锌矿石是以铜、铅、锌三种有色金属为主的多金属矿石,其主要金属矿是黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿,其次有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿等,微量的斑铜矿、辉铜矿和铜蓝。
脉石矿物主要以石英、云母、阳起石、绿泥石为主。
原矿多元素分析和铜物相分析结果分别见表1和表2。
2.1 选矿试验方案确定
该铜铅锌矿石中硫含量达到25.54%,磁黄铁矿的可浮性较好,且与铜、铅、硫矿物时有交代、侵蚀、互含,铜铅锌矿物与硫的分离难度大、铜与铅分离难度大,因此,试验采用磁选-浮选联合工艺流程,磁选脱除磁黄铁矿。
磁选尾矿采用优先浮选工艺浮选回收铜[1~5]。
2.2 磨矿细度试验
试验进行了磨矿细度条件试验,试验流程如图1所示,试验结果如图2所示。
由
图2的试验结果可以看出,适宜的磨矿细度应在-74 μm 73%左右。
2.3 磁场强度条件试验
磁选磁场强度条件试验流程如图3所示,试验结果如图4所示。
图4表明,随着磁场强度增加,磁选精矿产率增加,磁选精矿中的铜、铅、锌回
收率也随之增加,场强大于0.3 T之后,磁选精矿回收率增长趋势减缓,试验选定磁选磁场强度为0.3 T。
2.4 铜粗选抑制剂用量试验
试验分别对LD-1、亚硫酸钠进行了用量条件试验,试验流程如图5所示,试验
结果如图6、图7所示。
图6、图7试验结果表明,随着抑制剂用量的增加,铜粗精矿中的铜品位随之上升,铜精矿中铅锌含量依次下降;铜回收率有所下降。
为了保证粗精矿中铜的品位和回收率都处在一个较好的水平,试验选定LD-1和亚硫酸钠的用量分别为:167 g
/t和830 g/t。
2.5 铜粗选捕收剂用量条件试验
铜粗选捕收剂BP和乙黄药用量条件试验流程如图5所示,试验结果如图8、图9
所示。
图8、图9表明,BP和乙黄药用量与铜品位成反比,与铜回收率成正比,BP用量大小对铜品位的影响较乙黄药大,乙黄药用量对铜回收率的影响较BP大,综合考虑,选取BP和乙黄药用量分别为18 g/t 和10 g/t。
2.6 铜硫分离试验
石灰和腐植酸钠作为铜硫分离黄铁矿的抑制剂及pH值调整剂,使用乙硫氮作为铜矿物的捕收剂。
铜硫分离抑制剂用量试验流程如图10所示,试验结果如图11、
图12所示,由图可知石灰和腐植酸钠适宜用量为330 g/t和16.7 g/t。
2.7 铜浮选闭路试验
以铜浮选条件试验确定的药剂制度进行闭路试验,闭路试验流程如图13所示,闭路试验结果见表3。
1.采用磁选-浮选原则工艺流程,磁选脱除绝大部分磁黄铁矿,降低了铜铅锌矿物与硫的分离难度,提高了精矿的品位。
2.优先浮铜采用自主研究的环保型无毒药剂LD-1与传统型的亚硫酸钠和硫酸锌的组合抑制剂抑铅锌,成功地降低了铜精矿中铅锌的含量,实现了铜矿物与铅锌矿物的分离,提高了铜的回收率;铜硫分离采用石灰和腐植酸钠的组合,成功地降低了铜精矿中黄铁矿含量,提高了铜精矿品位,实现了铜铅分离。
3.新工艺为复杂难选铜铅锌矿的选矿研究和应用,提供了可靠的技术支持和示范作用。
【相关文献】
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