大红山铜矿_矿石可选性研究报告.doc

目 录 前言 1 一 试验样品的采取 2 二 试验样品的制备 2 三 原矿性质研究 3 1 原矿多元素分析 3 2 原矿铜矿物相对概量 3 3 原矿铁物相分析 3 4 原矿物理性质 4 5 矿石的矿物组成 4 6 主要矿物的产出特征 4 7 主要金属矿物的嵌布粒度 5 8 原矿铜矿物单体解理度 5 四 试验方案 6 五 选矿试验研究 7 1 筛分分析试验 7 2 磨矿细度与磨矿时间的关系 8 六 条件试验 10 1 合适的磨矿细度的确定 10 2 调整剂石灰用量试验 13 3 硫化钠用量试验 16 4 捕收剂用量试验 18 5 粗选时间试验 22 6 全开路试验 24 7 闭路试验 25 七 结论 30 八 附录 31 九 参考文献 31 1 前言 昆明理工大学受玉溪矿业有限公司委托 对玉溪市新平县大红山硫化铜矿矿石进 行选矿试验研究 其目的是为该矿的开发利用提供技术可行 经济合理的生产工艺 大红山铜矿选矿厂处理的矿石属于云南玉溪戛洒地区以硫化铜矿为主的矿石 大 红山矿区属侵蚀剥蚀山地地形 切割深 起伏大 网状沟谷发育 由于该地区矿石的 主要特征是原矿以铜铁伴生矿为主 矿石成分复杂 矿石中的主要金属矿物的嵌布粒 度较粗 其嵌镶关系简单 多数呈毗邻关系 少数呈包裹关系 矿石中的铜矿物以黄 铜矿为主 黄铜矿的含量占到了 1 90 铜品位为 1 0 铁矿物以磁铁矿为主 还含 有少量的磁黄铁矿和黄铁矿 它们的含量分别为 24 48 微量和 0 14 矿石中的脉 石矿物主要以黑云母 长石 白云母 石英及绿泥石为主 铜矿物与脉石矿物充分解 离需要磨至 0 074mm 占到 85 因此一直以来都采用浮选 磁选的联合流程 将矿石 中的铜精矿和铁精矿选别出来 原矿是以含铜 铁为主要矿物的大型矿床 铜矿物以黄铜矿为主 其次是斑铜矿 有微量的铜蓝和孔雀石 铁矿物以磁铁矿为主 次为菱铁矿和黄铁矿 褐铁矿微量 除主要金属元素铜 铁外 还伴生有金 银 铂 钯等稀贵金属元素 脉石矿物以黑 云母 长石 白云母 石英及绿泥为主 其次是方解石 石榴石 高岭石等 铜矿物 为硫化矿 嵌布粒度粗 其嵌镶关系简单 多数呈毗连关系 少数呈包裹关系 有利 于磁铁矿和黄铜矿解离 矿石属易选矿石 根据以上矿石矿物特点 结合国内外铜矿选矿试验研究成果及生产实践 按照委 托方对选矿试验的要求 大红山铜矿的矿石经过原矿多元素分析 物相分析 化学分 析 MLA 矿物解理分析 和其它分析后进行实验室小型试验研究 经过详细的试验研 究和条件试验后 得到了较为合理的选矿方法 2 选矿试验研究与试验方法 一 试验样品的采取一 试验样品的采取 试验样品是由玉溪矿业有限公司采样并送至昆明理工大学矿石可选性研究试验室 试验样品来自大红山铜矿细碎粉矿仓 最大粒度 20mm 总重为 1000kg 二 试验样品的制备二 试验样品的制备 由于实验室磨机给矿粒度为 2mm 所以必须对送来的样品进行破碎加工处理 试 验样品按照下图破碎加工流程进行制备 取其化学分析样 物相分析样送化验 200 破碎比 S总 20 2 10 试验室采取粗 细二段破碎 从而制备得到合格粒级的产 品以供下一步选矿试验采用 如左图流程所示 原矿经颚式破碎机 粗碎后 堆锥混匀 测堆积角 摩擦角 堆比重后用四分法进行第一次缩分 一半 作备样 另一半选用对辊式破碎机 采取 控制和检查筛分细碎后 用方格法取样 1Kg 磨细至 200 目送化验分析 剩余细碎 产品全部作为选矿试验样品 3 三 原矿性质研究三 原矿性质研究 原矿是以含铜 铁为主要矿物的大型矿床 铜矿物以黄铜矿为主 其次是斑铜矿 有微量的铜蓝和孔雀石 铁矿物以磁铁矿为主 次为菱铁矿和黄铁矿 褐铁矿微量 除主要金属元素铜 铁外 还伴生有金 银 铂 钯等稀贵金属元素 脉石矿物以黑 云母 长石 白云母 石英及绿泥为主 其次是方解石 石榴石 高岭石等 铜矿物 为硫化矿 嵌布粒度粗 矿石属易选矿石 根据矿物组成的差异可分为以下三种类型 石榴石 黑云母片岩型 以黑云母 长石 石英 石榴石为主所组成的铜 铁矿石 变质凝灰岩型 以石英 长石为主所组成的铜 铁矿石 含铜白云石 大理岩型 以碳酸盐 长石 石英为主所组成的铜 铁矿石 1 原矿多元素分析 组份 CuTFeSFeAgAuPtPdS 含量 1 627 2526 264 99 g t 0 22 g t 0 004 g t 0 008 g t 0 79 组份 PAsCoNa2OK2OSiO2CaOMgO 含量 0 120 0020 0081 621 3331 923 521 36 组份 Al2O3PbZnNiMnTiO2 含量 3 260 100 020 0120 641 2 2 原矿铜矿物相对概量 3 原矿铁物相分析 矿物名称磁铁矿磁黄铁矿菱铁矿黄铁矿黄铜矿含铁黑云母赤铁矿硅酸铁合计 含量 17 461 003 441 710 494 850 400 6830 03 分布率 58 13 3011 505 701 6016 201 302 30100 00 矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝合计 含量 71 8226 861 32100 00 4 4 原矿物理性质 项目密度 g cm3 松散系数安息角 度 内摩擦角 度 抗压强度 MPa 硬度系数 f 数据 3 51 7140 5 4137020 10110 12 5 矿石的矿物组成 矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝孔雀石磁铁矿黄铁矿赤铁矿褐铁矿 概量 1 900 16 微微 24 480 140 24 微 矿物名称黑云母斜长石白云石石英绿泥石方解石其它 概量 25 1714 1516 1511 293 021 182 03 6 主要矿物的产出特征 a 黄铜矿 一般呈他形粒状 个别的呈半自形 部分呈星点状 单晶粒和集合体 嵌布于硅酸盐和碳酸盐脉石之中 部分黄铜矿与斑铜矿和磁铁矿呈不规则连晶 部分黄铜矿包裹有磁铁矿和其他脉石矿物 少量的呈脉状嵌布于长石 石英之 中 b 斑铜矿 呈他形不规则粒状 共生于磁铁矿和黄铜矿中 c 铜蓝 呈微粒状及脉状共生于黄铜矿和斑铜矿中 d 孔雀石 呈脉状 细粒状 与铜蓝 石英 长石等脉石矿物共生 其脉宽 0 037 0 07mm e 磁铁矿 多数呈他形粒状 少数呈半自形及较细粒的星点状和浸染状 多数以 单晶粒存在 少数以集合体形式存在 嵌布于长石 黑云母 白云石 石英 绿泥石等脉石之中 部分磁铁矿与黄铜矿呈不规则连晶 有些磁铁矿呈定向排 列 一些粗粒磁铁矿中包裹有黄铜矿和脉石矿物 磁铁矿和黄铜矿常交错共生 有的呈细脉状 f 黄铁矿 呈他形粒状 以 0 074 0 56mm 的嵌布粒度与黄铜矿连晶 g 赤铁矿 呈细粒状 与硅酸盐和碳酸盐矿物共生 5 h 黑云母 多呈他形 少数自形及半自形 呈片状 长条状 与石英 长石 白 云石共生 脉状集合体粒度 0 018 0 483mm 脉宽 0 14 0 62mm i 斜长石 呈他形 半自形粒状 与黑云母 石英 白云石 绿泥石共生和伴生 在一起 一般粒度为 0 028 0 41mm j 白云石 多数呈他形粒状 少数呈半自形 大多数颗粒解理完好 共生于石英 长石及黑云母之间 其粒度为 0 041 0 55mm 个别大到 0 69mm k 石英 呈他形粒状分散共生于黑云母 白云石 长石 石榴石之间 少量的石 英呈碎屑物产出 其粒度为 0 02 0 25mm 有的大到 0 35mm 7 主要金属矿物的嵌布粒度 矿石中主要金属矿物的嵌布粒度较粗 其嵌镶关系简单 多数呈毗连关系 少数 呈包裹关系 有利于磁铁矿和黄铜矿解离 主要金属矿物的嵌布粒度如下表 单位 mm 矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝孔雀石磁铁矿黄铁矿赤铁矿 一般0 037 0 8250 056 0 0740 0037 0 0740 056 0 037 0 560 074 0 560 018 0 074 最小0 018 0 074 0 0074 0 037 嵌布粒度 最大1 48 2 22 0 56 0 92 8 原矿铜矿物单体解理度 细度 200 目含量 65 70 75 80 原矿铜矿物单体解理度 94 2 97 1 97 5 97 8 化学分析和物相分析知 该铜矿中的有害杂质少 与黄铜矿可浮性相似的黄铁矿 磁黄铁矿很少 浮选时容易抑制 故其对提高铜精矿的质量没有太大的影响 有用矿 物的嵌布粒度较粗 且铜矿物的嵌布粒度大于铁矿物的 所以可以采取先粗磨浮选 然后磁选的方案 由于矿石组成简单 且黄铜矿的可浮性较好 所以可采用石灰 硫 化钠 2 油和黄药的药剂组合来浮铜即可 6 四 试验方案四 试验方案 由于大红山铜矿的矿床特征是铜铁共生 其中大部分是硫化铜矿物 铜矿物中伴 生有少量的铁矿物 要将它们分离出来 需要根据矿物本身的性质采用不同的方法 根据大红山铜矿原矿的矿石性质 由于在原矿中铜 铁伴生在一起 铁矿物中还 含有少量的磁黄铁矿和黄铁矿 采用先浮后磁的方案 首先把铜精矿选别出来 再从 尾矿中将铁精矿选出 对于没有被氧化 或氧化率较低 的硫化铜矿石 一般都采用 浮选法 未经氧化或氧化率较低的铜矿石都比较好浮 磨矿时加入适量的石灰 抑制硫化铁矿物和调整 pH 值 进入浮选时先加调整剂石 灰 调整矿浆的 pH 值 之后加硫化钠 硫化钠对被氧化的硫化铜矿具有硫化作用 可 以使氧化铜矿物的表面生成一层硫化铜膜 而易于捕收剂作用 达到回收被氧化的硫 化铜矿 提高选矿回收率的目的 再加捕收剂丁黄药和起泡剂 2 油 粗选和扫选时加 药 精选不加药 把铜精矿选别出来后 将尾矿拿去进行磁选 采用筒式弱磁选机进 行磁选 将磁铁矿和少量的磁黄铁矿从尾矿中选别出来 这样就可以将铜精矿和铁精 矿从矿石中选别出来 如下图所示 图为草拟选矿参考流程 1 2 3 1 2 先浮选可以将矿石中的硫化铜矿选别出来 而采用先磁后浮的试验方案 如果先 进行磁选 需要大量的冲洗水 而浮选的浓度要求很高 对浮选的影响很大 磁选会 7 将矿石中含有的少量的磁黄铁矿和黄铁矿选到铁精矿中 对铁精矿的影响较大 影响 铁精矿的质量 铁精矿中就会有硫精矿进入 故采用先浮后磁的试验方案 五 选矿试验研究五 选矿试验研究 1 1 筛分分析试验筛分分析试验 确定松散物料粒度组成的筛分工作称为筛分分析 简称筛析 筛分就是将颗粒大 小不同的混合物料 通过单层或多层筛子分成若干个不同粒度级别的过程 筛分分析 的目的是将矿石中的各个粒度筛分出来 通过筛分可以将没有利用价值的提前抛了 减少机器的负载 筛分分析一般需要根据矿块的大小不同采用不同的筛分设备 大于 6mm 的物料的筛分用非标准筛进行筛分 而 6 0 04mm 的物料用标准筛筛分 试验方法 实验室中采用实验室标准套筛一套 1mm 0 5mm 0 25mm 0 15mm 0 074mm 天平一台 毛刷和样铲 将取好的 2mm 的 500g 矿样放进套筛的最上层 用手摇动 半小时后将各层的筛子取出 将最下层筛 套上筛底加上盖作检查筛分 1 分钟 若筛下产品重量小于筛上产品重量的 1 就认为 筛分达到终点 取下将各级别产品称重 记录 筛分分析结果如表 1 所示 表 1 筛分分析结果表 产率 铜品位 金属分布率 粒级 mm 个别累计个别累计个别累计 120 1520 150 850 8517 1317 13 1 0 59 5529 700 911 768 6925 82 0 5 0 2525 1654 860 692 4517 3643 18 0 25 0 154 1258 981 353 805 5648 74 0 15 0 07410 8069 781 325 1214 2663 00 8 0 07430 22100 001 206 3237 00100 00 总计 100 00 绘图 根据表 1 中各粒级的产率 金属分布率 在坐标纸上绘制原矿粒度特性曲线 max 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 00 511 52 d mm 原矿粒度累计曲线 max 0 10 20 30 40 50 60 00 511 52 d mm 原矿金属分布率曲线 筛析试验结果分析 筛析试验结果分析 原矿金属分布率及产率随粒度增大而逐渐下降 然后再缓慢回升 在 0 037 0 15mm 粒级之间原矿金属最高 因此由筛分分析试验中以初步确定磨矿应当磨 至 0 074mm 左右才能有效回收其中的有用矿物 9 2 2 磨矿细度与磨矿时间的关系磨矿细度与磨矿时间的关系 磨矿在选矿中是一个重要的作业 目的是矿石在尽量粗的情况下 使目的矿物与 脉石矿物充分解离 达到铜矿物的单体解离度和要求的浮选粒度 磨矿可以减少过粉 碎 使产品的粒度均匀 在浮选中才能充分选取 磨矿的最佳条件主要取决于原矿的 矿石性质 根据矿物嵌布粒度特性的鉴定结果 对矿石进行磨矿来确定最佳磨矿细度 试验方法 在相同矿量 500g 相同磨矿浓度和同一磨机中 对不同磨矿时间的 产品进行湿筛 筛上物分别烘干 称重 并计算小于 200 目级别的含量 在进行磨矿 前要先将磨机空磨 3 5 分钟 磨完一次后要冲洗干净 该试验中每次称取 500g 矿 按 50 的磨矿浓度 即加入 500ml 水 分别按不同的磨矿时间进行磨矿 磨矿后的产品 用 200 目的筛子进行湿筛 每隔 1 2 分钟换一次水 直至筛到水清为止 将筛上产品 进行烘干 计算出 200 目产品的产率 就可以得到磨矿细度 记录的磨矿细度与磨矿 时间的关系如表 2 所示 表 2 试验记录 数据整理 绘图 绘制磨矿细度与磨矿时间的关系曲线 给矿 g 磨矿时间 分 筛上产品重 g 筛下产品重 g 筛下产品产率 5002 0204 0296 058 2 5006 036 5463 592 7 50010 017 4482 696 54 50014 09 5490 598 1 10 磨矿细度与时间关系 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0246810121416 分钟 200目产率 磨矿细度与时间关系试验的结果分析 磨矿细度与时间关系试验的结果分析 通过磨矿细度与磨矿时间的关系图可知 随着磨矿时间的增加 200 目的产率也 在不断增加 当达到一定的磨矿时间时 200 目的含量没有很明显的提高 当磨矿时 间为 12 分钟时 200 目的含量已经达到了 96 以上 如果再增加磨矿时间 200 目的 含量也没有太大的变化 所以磨的时间太长也就没有什么意义 反而浪费电量 增加 成本 六 条件试验六 条件试验 1 1 合适的磨矿细度的确定合适的磨矿细度的确定 磨矿的目的是使有用矿物单体解离 造成有用矿物均匀的适合于浮选的粒度 有 用矿物的单体解离 是任何选别之前必须解决的问题 所以 找出最佳的磨矿细度 为接下来的试验做好准备 试验方法 试验时称取 4 份 2mm 的矿样 500g 在实验室球磨机中进行磨矿 加 入 500ml 水 分别磨至 70 75 80 85 200 目 根据磨矿细度与磨矿时间的关系 曲线可知 磨矿细度为 70 时 磨矿时间为3 10 磨矿细度为 75 时 磨矿时间为3 11 40 磨矿细度为 80 时 磨矿时间需要4 10 磨矿细度为 85 时 磨矿时间需要4 50 将磨好的矿样倒入实验室 1 5L 的浮选机中进行浮选 浮选时先启动浮选机 关闭 充气阀门 药剂添加搅拌指定时间 按照浮选时间用刮板将浮起的泡沫刮出 将浮选 出来的泡沫产品经过滤 烘干 称重 制样 槽中的尾矿用虹吸管抽出一部分去过滤 烘干 制样 其余的尾矿则直接倒入尾矿槽中 将制好的样品送去化验 并把试验所 得数据记录于表 3 内 试验方法 开路试验如下图 2 硫化钠 400g t 2 丁黄药 60g t 1 2 油 35g t t 5 原矿 500 克 细度 75 80 85 90 精 矿 尾 矿 石灰 1000g t 表 3 选矿试验原始记录表 试验时间 变动因素磨 矿细度 产品名 称 产率 品位 金属量 产率 品位 回收率 精矿 10 78 5 55 59 83 59 84 尾矿 89 22 0 45 40 15 40 16 3 10 70 200 目 原矿 100 00 1 00 99 98 100 00 精矿 11 60 5 35 62 06 62 02 尾矿 88 40 0 43 38 01 37 98 3 40 75 200 目 原矿 100 00 1 00 100 07 100 00 12 精矿 10 40 6 36 66 14 65 43 尾矿 89 60 0 39 34 9434 57 4 10 80 200 目 原矿 100 00 1 01 101 09100 00 精矿 11 68 6 05 70 66 70 18 尾矿 88 32 0 34 30 03 29 82 4 50 85 200 目 原矿 100 00 1 01 100 69 100 00 根据试验数据计算后以磨矿细度为横坐标 精矿的回收率和品位为纵坐标绘制出曲线 磨矿细度与精矿品位关系图 0 1 2 3 4 5 6 7 657075808590 200目细度 精矿品位 精矿品位 13 磨矿细度与精矿金属回收率关系图 58 60 62 64 66 68 70 72 657075808590 200目细度 精矿金属回收率 精矿金属回收率 磨矿细度试验的结果分析磨矿细度试验的结果分析 由磨矿细度与精矿回收率和精矿品位的关系曲线图可知 铜矿物随着磨矿细度的 提高 铜精矿的回收率不断上升 在 200 目占 70 75 时回收率增长比较快 但磨矿 细度超过 75 以后 铜的回收率曲线相对比较平缓 而随着磨矿细度变细铜的品位先降 低后升高 当磨矿细度达到 85 时 铜的回收率达到最高 铜的品位也在升高 这是的 效果比较好 对于大红山铜矿来说 最佳的磨矿细度是 85 磨矿细度为 85 时 铜的 回收率和品位都较好 2 2 调整剂石灰用量试验调整剂石灰用量试验 调整剂使用的是石灰 石灰有很强的碱性 它除了是硫化矿常用的调整剂外还可 以部分抑制毒砂和黄铁矿 以及消除起活化或者抑制作用的 难免 离子对浮选的有 害影响 另外还可以使浮选泡沫变厚 增强泡沫的稳定性 凝聚矿浆中的矿泥 石灰在水中发生如下反应 CaO H2O Ca OH 2 353 103J 黄铁矿表面被氧化 被氧化后与碱作用 FeS2 FeSO4 2OH FeS2 Fe OH 2 SO42 矿物表面的氢氧化亚铁薄膜可以再被空气氧化 成为氢氧化铁 在黄铁矿表面往 往会有氢氧化铁和氢氧化亚铁生成 当加入捕收剂黄药时 矿浆中的 OH 能够阻止黄药 14 与黄铁矿的捕收作用 从而抑制黄铁矿 灰具有调节矿浆 pH 值作用 同时石灰黄铁矿最好的抑制剂 通过试验确定浮选该 铜矿石的石灰最佳用量 试验方法 开路试验 流程如下 2 硫化钠 400g t 2 丁黄药 60g t 1 2 油 35g t t 5 原矿 500 克 细度 取最佳值并固定 精 矿尾 矿 石灰用量试验 石灰 0 1000g t 2000g t 3000g t 4000g t 磨矿细度定为 85 改变石灰的用量 其他条件不变 石灰用量分别为 0g t 1000g t 2000g t 3000g t 4000g t 在磨矿时就在磨机里加入石灰 使石 灰充分与矿石反应 抑制黄铁矿 磨矿结束后 将矿样倒入实验室 1 5L 的浮选机中进 行浮选 浮选出来的产品进行过滤 烘干 称重和制样等 将制好的样送到化验中心 进行化验分析 表 4 选矿试验原始记录表 变动因素 石灰用量 g t 产品 名称 产品 重量 g 产率 品位 金属量回收率 精矿 30 306 069 8559 6960 21 尾矿 469 7093 940 4239 4539 790 原矿 500 00100 000 9999 15100 00 精矿 33 106 629 2561 2461 53 1000 尾矿 466 9093 380 4138 2938 47 15 原矿 500 00100 001 0099 52100 00 精矿 29 805 9611 0265 6864 76 尾矿 470 2094 040 3835 7435 242000 原矿 500 00100 001 01101 41100 00 精矿 31 006 2010 0362 1962 37 尾矿 469 0093 800 4037 5237 633000 原矿 500 00100 001 0099 71100 00 精矿 30 006 0010 6663 9664 17 尾矿 470 0094 000 3835 7235 834000 原矿 500 00100 001 0099 68100 00 绘图 根据试验结果绘制石灰用量与品位 回收率的关系曲线 16 石灰用量与精矿品位关系图 0 2 4 6 8 10 12 050010001500200025003000350040004500 石灰用量 g t 精矿品位 精矿品位 石灰用量与精矿金属回收率关系图 59 60 61 62 63 64 65 050010001500200025003000350040004500 石灰用量 g t 精矿金属回收率 精矿金属回收率 调整剂石试验的结果分析调整剂石试验的结果分析 由石灰用量试验结果分析 当石灰用量为 2000g t 时 精矿品位最高 尾矿品位 最低 且精矿回收率最大 尾矿回收率最小 所以此时石灰的调整效果最佳 当石灰 用量过少时 不能将黄铁矿抑制住 当石灰用量过多时 黄铁矿被强烈的抑制住了 导致跟黄铁矿伴生比较严重的黄铜矿也被抑制住了 从而导致铜的回收率降低 17 3 3 硫化钠用量试验硫化钠用量试验 硫化钠的作用是多方面的 它可以作为硫化矿的抑制剂 有色金属氧化矿的硫化 剂 活化剂 矿浆 pH 调整剂 硫化矿混合精矿的脱药剂等等 硫化钠对氧化铜矿的硫化作用 使氧化铜矿物表面生成一层硫化铜膜 而易于捕 收剂作用 从而达到回收氧化铜矿 提高铜精矿的回收率 硫化钠对氧化铜矿的硫化 作用 使氧化铜矿物表面生成一层硫化铜膜 而易与捕收剂作用 达到回收氧化铜 提高选矿回收率的目的 根据前面的条件试验可知 磨矿的最佳细度是 85 调整剂的最佳用量是 2000g t 在本次试验中主要改变的条件是硫化钠的用量 试验中硫化钠的用量分别为 200g t 300g t 400g t 500g t 其他试验条件不变 操作步骤同上 试验方法 开路试验 如下图 2 硫化钠 200 g t 300 g t 400g t 500 g t 2 丁黄药 60g t 1 2 油 35g t t 5 原矿 500 克 细度 取最佳值并固定 精 矿尾 矿 石灰 取最佳值并固定 18 表 5 选矿试验原始记录表 绘图 以硫化钠用量为横坐标 精矿的回收率和品位为纵坐标绘曲线 硫化钠用量与精矿品位关系图 10 80 10 90 11 00 11 10 11 20 11 30 11 40 11 50 11 60 11 70 150200250300350400450500550 硫化钠用量 g t 精矿品位 精矿品位 变动因素 硫 化钠用量 g t 产品名 称 产品重量 g 产率 品位 金属量 产率 品位 回收率 精矿 34 506 9011 6580 3979 69 尾矿 465 5093 100 2220 4820 31200 原矿 500 00100 001 01100 87100 00 精矿 32 506 5011 1572 4872 10 尾矿 467 5093 500 3028 0527 90300 原矿 500 00100 001 01100 53100 00 精矿 29 805 9611 0265 6864 76 尾矿 470 2094 040 3835 7435 24400 原矿 500 00100 001 01101 41100 00 精矿 35 807 1610 8577 6977 71 尾矿 464 2092 840 2422 2822 29500 原矿 500 00100 001 0099 97100 00 19 硫化钠用量与精矿金属回收率关系图 60 00 65 00 70 00 75 00 80 00 85 00 150200250300350400450500550 硫化钠用量 g t 精矿品位 精矿金属回收率 硫化钠用量试验的结果分析 硫化钠用量试验的结果分析 由硫化钠用量与试验指标的关系图知 精矿品位随硫化钠用量的升高而迅速降低 而精矿回收率却是随硫化钠用量增加先降低而后迅速增加 综合考虑后可知 当硫化 钠用量为 200g t 时 其硫化效果最佳 通过硫化钠用量试验结果可知 随着硫化钠用 量的增加铜精矿的品位在下降 硫化钠的用量太大会抑制黄铜矿 反而起到了反作用 随着硫化钠用量的增加铜精矿的回收率先下降后升高 不过变化不大 4 4 捕收剂用量试验捕收剂用量试验 了解黄药对铜矿的捕收作用 通过试验确定浮选该铜矿石时黄药的最佳用量 硫化矿捕收剂的选择决定了矿物浮选效果的好坏 硫化矿捕收剂分子有硫原子 在水中溶解时 电解出含硫原子的阴离子 对硫化矿有捕收作用 但是对于脉石矿物 就没有捕收作用 这类捕收剂属于阴离子捕收剂 如黄药 黑药 硫氮类等 另一类 在水中石不能溶解的极性油类化合物 这类捕收剂是阴离子捕收剂的衍生物 这类捕 收剂往往选择性较强 但捕收能力较弱 硫化矿物常用的捕收剂黄药是黄原酸盐 在水中容易电离 并水解成部分还原酸 黄原酸在酸性介质中是不稳定的 黄药的捕收机理有两种观点 一是黄药吸附在矿物 20 表面 黄药的阴离子 ROCSS 与矿物表面阴离子发生交换吸附 二是还原酸分子吸 附在矿物表面 对于硫化铜矿石 捕收剂一般采用丁黄药 黄药会与硫化矿表面发生化学方应 反应产物的溶度积愈小 反应愈容易发生 对该矿物的捕收能力愈强 丁黄药与硫化 铜矿相互作用时 丁黄药会吸附在硫化铜矿物表面 使硫化铜矿物表面疏水 从而达 到捕收的目的 是硫化铜矿上浮 就可以将有用矿物与脉石矿物分离开 在这次试验中 根据前面确定的磨矿细度 调整剂 石灰 用量和硫化钠用量的 最佳值 它们分别为 85 2000g t 和 200g t 现在来改变丁黄药的用量 来确定捕收 剂丁黄药的最佳值 试验用捕收剂丁黄药的用量分别为 40g t 60g t 80g t 100g t 其他的药剂用量不变 试验方法 试验操作流程如下图 2 硫化钠 取最佳值并固定 2 丁黄药 40g t 60g t 80g t 100g t 1 2 油 35g t t 5 原矿 500 克 细度 取最佳值并固定 精 矿尾 矿 捕收剂用量试验 石灰 取最佳值并固定 21 表 6 选矿试验原始记录表 变动因素 捕收剂用量 g t 产品名 称 产品重量 g 产率 品位 回收率 精矿 30 46 0813 2581 09 尾矿 469 693 920 2018 9140 原矿 500100 000 99100 00 精矿 34 56 9011 6579 69 尾矿 465 593 100 2220 3160 原矿 500100 001 01100 00 精矿 33 36 6612 4583 15 尾矿 466 793 340 1816 8580 原矿 500100 001 00100 00 精矿 34 86 9612 0584 13 尾矿 465 293 040 1715 87100 原矿 500100 001 00100 00 绘图 根据试验结果绘制出捕收剂用量与精矿产品品位 回收率的关系曲线 捕收剂用量与精矿品位关系图 11 4 11 6 11 8 12 12 2 12 4 12 6 12 8 13 13 2 13 4 20406080100120 捕收剂用量 g t 精矿品位 精矿品位 22 捕收剂用量与精矿金属回收率关系图 79 79 5 80 80 5 81 81 5 82 82 5 83 83 5 84 84 5 20406080100120 捕收剂用量 g t 精矿金属回收率 精矿金属回收率 捕收剂试验的结果分析 捕收剂试验的结果分析 由捕收剂试验结果分析 精矿品位随黄药用量的增加而迅速降低 而后回升后又 降低 精矿回收率随黄药用量的增加先降低而后迅速升高 综合考虑后 确定黄药最 佳用量为 40g t 此时黄药的捕收效果最佳 23 5 5 粗选时间试验粗选时间试验 2 硫化钠 取最佳值 2 丁黄药 取最佳值 1 2 油 取最佳值 t 1 原矿 500 克 细度 取最佳值 精 矿 1 尾 矿 浮选时间试验 石灰 取最佳值 精 矿 2 精 矿 3 精 矿 4 t 2 t 2 t 5 试验方法 根据前面的条件试验可知 确定了磨矿细度 调整剂 石灰 用量 硫化钠用量 捕收剂 丁黄药 的最佳值 分别为 85 2000g t 200g t 40g t 另 外起泡剂用量为 35g t 在这些条件完全确定后 进行浮选时间试验 方法是取一份 500g 的矿样 分不同时间分批刮泡 刮泡时间根据矿石性质而定 时间如上面的浮选 时间原则流程的刮泡时间 分别为 1 2 2 5 分钟 直到浮选终点 试验原则流程图 如上图所示 24 表 7 矿试验原始记录表 产率 品位 产率 x 品位回收率 产品名称重量 g 个别累计个别平均个别累计个别累计 精 1 112 22 217 0517 05 37 51 37 51 34 62 34 62 精 2 12 82 564 7611 1513 88 28 54 66 05 26 34 60 96 精 3 7 11 426 1812 1513 48 17 25 83 31 15 92 76 88 精 4 5 81 167 344 3512 04 5 05 88 35 0 23 77 11 尾矿 463 392 66 0 13 12 05 22 89 浮选时间实验结果 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 024681012 浮选时间 分钟 精 矿 品 位 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 精 矿 回 收 率 精矿品位 金属回收率 粗选时间试验的结果分析粗选时间试验的结果分析 通过浮选时间试验 从上图的试验结果中可以看出 浮选产品精矿品位随浮选时 间增加而下降得很快 而精矿回收率却随浮选作业时间的增加 综合考虑既保证回收 率又尽量提高精矿品位的要求 确定粗选时间的 5min 25 6 6 全开路试验全开路试验 全开路试验的目的是增加扫选作业 力求最大限度地降低丢弃尾矿的品位 争取 最高回收率 获得所拟定的原则流程的开路指标 为闭路试验作准备 根据前面的试验结果可以确定磨矿细度 调整剂 石灰 用量 硫化钠用量 捕 收剂 丁黄药 用量和起泡剂 2 油 用量的最佳值 它们分别为 85 2000g t 200g t 40g t 和 35g t 按照确定的条件进行大红山全开路试验 取 一份 500g 的矿样进行细度磨矿 磨矿时在球磨机中加入调整剂 石灰 用于抑制原 矿中的黄铁矿 将磨好的矿样倒入实验室 1 5L 的浮选机中进行浮选 浮选时向浮选机 中加入浮选药剂 浮选操作条件在精选试验的基础上增加了一次扫选作业 粗选时间 确定为 5 分钟 扫选时间确定为 5 分钟 精选时间确定为 3 分钟 粗选的尾矿进行扫 选 粗选的精矿用于精选 将浮选出来的泡沫产品拿去过滤 烘干 称重和制样 尾 矿抽出一部分过滤 烘干和制样 剩余的尾矿直接倒入尾矿槽中 制好样的送到化验 中心进行化验 大红山铜矿全开路试验的原则流程如下图所示 2 硫化钠 300g t 2 丁黄药 40g t 1 2 油 35g t t 5 原矿 500 克 细度 200 目 85 精 矿 尾 矿 全开路试验 石灰 2000g t 中 矿 1 中 矿 2 t 3 t 5 26 表 8 试验记录表 产品产率 品位 金属量 产率 品位 回收率 名称个别累计个别累计个别累计个别累计 精矿25 00 5 00 5 00 16 05 16 05 80 25 80 25 81 38 中 19 50 1 90 6 90 2 45 12 31 4 66 84 91 4 72 中 25 00 1 00 7 90 2 65 11 08 2 65 87 56 2 69 尾矿460 50 92 10 100 00 0 12 0 99 11 05 98 61 11 21 原矿500 00 100 00 0 99 100 00 全开路试验的结果分析 全开路试验的结果分析 根据全开路试验结果可知 确定好磨矿细度为 85 调整剂 石灰 用量为 2000g t 硫化钠用量为 200g t 捕收剂 丁黄药 用量为 40g t 起泡剂 2 油 用 量为 35g t 时 浮选方案采用一粗一扫一精 粗选的刮泡时间定为 5 分钟 扫选的刮 泡时间定为 5 分钟 精选的刮泡时间为 3 分钟 浮选出来的铜精矿的品位达到 16 05 回收率为 81 38 由实验结果知 说明前面条件试验确定的磨矿细度能使铜 矿物充分单体解离 确定的药剂制度能使单体解离的铜矿物最大程度被浮起 基本达 到了实验的目的 7 7 闭路试验闭路试验 闭路试验是在不连续的设备上模仿连续的生产过程的分批试验 即进行一组将前 一试验的中矿加到下一试验相应地点的实验室闭路试验 其目的是找出中矿返回对浮 选指标的影响 调整由于中矿循环引起药剂用量的变化 考察中矿矿浆带来的矿泥 或其他有害固体 或可溶性物质是否将累积起来并妨碍浮选 检查和校核所拟定的浮 选流程 确定可能达到的浮选指标 闭路试验的作法是按照开路试验选定的流程和条件 接连而重复地做几个试验 27 但每次所得的中间产品 精选尾矿 扫选精矿 仿照现场连续生产过程一样 给到下 一试验的相应作业 直至试验产品达到平衡为止 1 闭路试验的目的 找出中矿返回流程再选时 对最终产物指标的影响 调整由于中矿循环引起的药 剂用量的变化 检查和校核所拟定的浮选流程 确定可能得到的浮选指标 2 试验方法 按开路试验所确定的流程条件 磨矿细度 药剂制度均已为最佳值 如图所示 本 试验仅采用一次粗选 一次精选 一次扫选的简单流程 具体工作中应根据实际所采 用的流程进行试验 接连而重复地做几个试验 每次试验所产生的中矿给到下一次试 验的适当位置 直到试验平衡为止 试验流程如下图所示 3 试验步骤 a 称 5 6 份矿样 每份 500 克 按最佳细度磨矿 b 按所选定的流程和最佳条件进行浮选 c 每一循环的精 尾矿烘干 称重 记录 d 第 3 4 5 循环的精矿 尾 矿烘干称重记录 要取分析样 最后一次循环的中 矿烘干 称重记录 4 注意事项 粗 选 第一份原矿试样 精 选扫 选 精矿 尾矿 第二份原矿试样 粗 选 精 选扫 选 精矿 尾矿 第三份原矿试样 粗 选 精 选扫 选 精矿 尾矿 第四份原矿试样 粗 选 精 选扫 选 精矿 尾矿 第五份原矿试样 粗 选 精 选扫 选 精矿 尾矿 中矿 中矿 粗 选 原矿 精 选扫 选 精矿尾矿 28 闭路试验中应注意一些问题 第一 随着中间产品的返回 某些药剂用量要相应 地减少 这些药剂可能包括烃基类非极性捕收剂 黑药和脂肪酸类等兼有起泡性质的 捕收剂 以及起泡剂 第二 中间产品会带进大量的水 因而在试验过程中要特别注 意节约冲洗水和补加水 以免发生浮选槽装不下的情况 实在不得已时 把脱出的水 留下来作冲洗水或补加水用 第三 闭路试验的复杂性和产品存放造成影响的可能性 要求把时间耽搁降低到最低限度 应预先详细地做好计划 规定操作程序 严格遵照 执行 第四 要将整个闭路试验连续做到底 避免中间停歇 使产品搁置太久 前面 我们已经进行了条件实验 通过条件实验 我们找到了最佳磨矿细度和药剂制度及制 定了实验的流程 为了验证流程和药剂制度的的合理性 我们进行了闭路实验 为进 一步优化提供依据 5 实验记录 数据整理 6 闭路试验指标的计算 将达到平衡的最后三个 至少两个 试验的精矿合并作为总精矿 尾矿合并作为总 尾矿 计算指标时精矿 尾矿的量都取其平均值 由精 尾矿反算原矿 设第 4 5 6 个试验达到平衡 则具体的计算方法为 重量和产率 平均精矿重量 g WWW W KKK K 3 31 3 0 29 8 32 1 32 3 543 平均尾矿重量 g WWW W XXX X 5 467 3 5 480 5 466 5 455 3 543 精矿尾矿中矿 中矿 试验编号 重量 g品位 重量 g品位 重量 g品位 重量 g品位 125 815 8453 40 11 229 814 12457 70 1 332 114 05455 50 12 432 813 98466 50 12 529 015 15480 50 137 53 1510 34 65 29 计算的原矿重量 gWWW XK 8 498 0 精矿的产率 28 6 100 8 498 3 31 100 0 W WK K 尾矿的产率 72 93100 KX 金属量和品位 精矿 K3 K5 的总金属量 543 5 3 KKK n Kn PPPP gWWWW KK n KnKn 49 13 15 1529 98 13 8 32 05 14 1 32 5544 5 3 33 尾矿 X3 X5 的金属量 543 5 3 XXX n Xn PPPP gWWWW XX n XnXn 73 1 13 0 5 480 12 0 5 466 12 0 5 455 5544 5 3 33 平均精矿品位 37 14 100 0 298 32 1 32 49 13 543 554433 543 543 5 3 5 3 KKK KKK KKK KKK n Kn n Kn WWW WWW WWW PPP W P 平均尾矿品位 12 0 100 5 480 5 466 5 455 73 1 543 554433 543 543 5 3 5 3 XXX XXX XXX XXX n Xn n Xn WWW WWW WWW PPP W P 计算的原矿品位 02 1 100 3 5 4673 3 31 73 149 13 5 3 5 3 n XnKn n XnKn WW PP 精矿回收率的计算 30 63 88 100 73 1 49 13 49 13 5 3 5 3 n XnKn n Kn K PP P 7