大红山铜矿_矿石可选性研究报告

1、目录、/一.前言 1一、实验样品地采取 3二、实验样品地制备 3三、原矿性质研究 31. 原矿多元素分析 42. 原矿铜矿物相对概量 43. 原矿铁物相分析 44. 原矿物理性质 45. 矿石地矿物组成 46. 主要矿物地产出特征 57. 主要金属矿物地嵌布粒度 58. 原矿铜矿物单体解理度 6四、实验方案 6五、选矿实验研究 71. 筛分分析实验 72. 磨矿细度与磨矿时间地关系 9六、条件实验 101.合适地磨矿细度地确定 102. 调整剂石灰用量实验 133. 硫化钠用量实验 164. 捕收剂用量实验 195. 粗选时间实验 236. 全开路实验 257. 闭路实验 26七、结论 30八

2、、附录 31九、参考文献 32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实验研 究，其目地是为该矿地开发利用提供技术可行、经济合理地生产工艺 .大红山铜矿选矿厂处理地矿石属于云南玉溪戛洒地区以硫化铜矿为主地矿石，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，由于该地区矿石地主要特征是原矿以铜铁伴生 矿为主，矿石成分复杂，矿石中地主要金属矿物地嵌布粒度较粗，其嵌镶关系简单，多数呈毗邻关 系，少数呈包裹关系，矿石中地铜矿物以黄铜矿为主，黄铜矿地含量占到了1.90% ，铜品位为1.0% ；铁矿物以磁铁矿为主，还含有少量地磁黄铁矿和黄铁矿，它们地含

3、量分别为24.48%，微量和 0.14% ；矿石中地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 磁选地联合流程，将矿石中 地铜精矿和铁精矿选别出来 .原矿是以含铜、铁为主要矿物地大型矿床.铜矿物以黄铜矿为主，其次是斑铜矿，有微量地铜蓝和孔雀石，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

4、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实验研究成果及生产实践，按照委托方对选矿实 验地要求，大红山铜矿地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实验研究，经过详细地实验研究和条件实验后，得到了较为合理 地选矿方法 .选矿实验研究与实验方法一、实验样品地米取实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实验室实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、实验样品地制备由于实验室磨机给矿粒度为-2mm，所以必须对送来地样品进行破碎加工

5、处理.实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.原矿颚式破碎机厂对辊破碎机备样光谱分学分相分析分析选样加工流程图破碎比 S总=20/2=10,实验室采取 粗、细二段破碎，从而制备得到合格粒级 地产品以供下一步选矿实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 产品全部作为选矿实验样品.三、原矿性质研究原矿是以含铜、铁为主要矿物地大型矿床铜矿物以黄铜矿为主，其次是斑铜矿，有微量地铜蓝

6、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、石英及绿泥为物组成地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、石榴石为主所组成地铜、铁矿石变质凝灰岩型：以石英、长石为主所组成地铜、铁矿石含铜白云石、大理岩型：以碳酸盐、长石、石英为主所组成地铜、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PAsCoNa2OK2OSiO2CaOMg

7、O含量0.120.0020.0081.621.3331.923.521.36组份A12O3PbZnNiMnTiO2含量3.260.100.020.0120.641.22. 原矿铜矿物相对概量矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝合计含量(%)71.8226.861.32100.003. 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58.13.3011.505.701.6016.201.302.30100.004. 原矿物理性质工程密度(g/cm3)松散系数安息角(度)内摩擦角(度)

8、抗压强度(MPa)硬度系数(f)数据3.51.7140.5 413702010110 125. 矿石地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M它概量(%)25.1714.1516.1511.293.021.182.036. 主要矿物地产出特征(a) 黄铜矿：一般呈他形粒状，个别地呈半自形，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，少量地呈脉状嵌布于长石、石英之中(b) 斑铜矿：呈他

9、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地星点状和浸染状，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，有地呈细脉状(f) 黄铁矿：呈他形粒状，以 0.074 0.56mm地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

10、矿物共生(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，少量地石英呈碎屑物产出，其粒度为 0.02 0.25mm.有地大到 0.35mm.7. 主

11、要金属矿物地嵌布粒度矿石中主要金属矿物地嵌布粒度较粗，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地嵌布粒度如下表：（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嵌布粒度一般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 0.074一一一0.00740.037一一最大1.48 2.22一一一0.56 0.92一一8. 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

12、%97.8%化学分析和物相分析知，该铜矿中地有害杂质少，与黄铜矿可浮性相似地黄铁矿、磁黄铁矿很少，浮选时容易抑制，故其对提高铜精矿地质量没有太大地影响有用矿物地嵌布粒度较粗，且铜矿物地嵌布粒度大于铁矿物地，所以可以采取先粗磨浮选，然后磁选地方案由于矿石组成简单,且黄铜矿地可浮性较好，所以可采用石灰、硫化钠、2#油和黄药地药剂组合来浮铜即可 .四、实验方案由于大红山铜矿地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地铁矿物，要将它们分离出来，需要根据矿物本身地性质采用不同地方法根据大红山铜矿原矿地矿石性质，由于在原矿中铜、铁伴生在一起，铁矿物中还含有少量地磁黄铁矿和黄铁矿，采用

13、先浮后磁地方案：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）地硫化铜矿石，一般都采用浮选法，未经氧化或氧化率较低地铜矿石 都比较好浮磨矿时加入适量地石灰，抑制硫化铁矿物和调整pH值，进入浮选时先加调整剂石灰，调整矿浆地pH值；之后加硫化钠，硫化钠对被氧化地硫化铜矿具有硫化作用，可以使氧化铜矿物地表面 生成一层硫化铜膜，而易于捕收剂作用，达到回收被氧化地硫化铜矿、提高选矿回收率地目地；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，将磁铁矿和少量地磁黄铁矿从尾矿中选别出来，这样 就可

14、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原矿先浮选可以将矿石中地硫化铜矿选别出来，而采用先磁后浮地实验方案，如果先进行磁选，需要大量地冲洗水，而浮选地浓度要求很高，对浮选地影响很大，磁选会将矿石中含有地少量地磁黄铁矿和黄铁矿选到铁精矿中，对铁精矿地影响较大，影响铁精矿地质量，铁精矿中就会有硫精矿进入故采用先浮后磁地实验方案 五、选矿实验研究1. 筛分分析实验确定松散物料粒度组成地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地混合物料，通过单层或多层筛子分成若干个不同粒度级别地过程，筛分分析地目地是将矿石中地各个粒 度筛分出来，通过筛分可以将没有利用价值地提前

15、抛了，减少机器地负载.筛分分析一般需要根据矿块地大小不同采用不同地筛分设备 .大于6mm地物料地筛分用非标准筛进行筛分；而 60.04mm 地物料用标准筛筛分.实验方法：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，将取好地-2mm地500g矿样放进套筛地最上层，用手摇动,半小时后将各层地筛子取出，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地 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:筛分分析结果表粒级mm产率(%)铜品位(%)金属分布率()+12

16、0.1520.150.850.8517.1317.13-1+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+0.07410.8069.781.325.1214.2663.00-0.07430.22100.001.206.3237.00100.00总计100.00绘图：根据表1中各粒级地产率、金属分布率，在坐标纸上绘制原矿粒度特性曲线刀Y %*原矿粒度累计曲线d ( mm)筛析实验结果分析：原矿金属分布率及产率随粒度增大而逐渐下降

17、，然后再缓慢回升，在0.0370.15mm粒级之间原矿金属最高，因此由筛分分析实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地有用矿物2磨矿细度与磨矿时间地关系磨矿在选矿中是一个重要地作业，目地是矿石在尽量粗地情况下，使目地矿物与脉石矿物充分解离，达到铜矿物地单体解离度和要求地浮选粒度，磨矿可以减少过粉碎，使产品地粒度均匀，在浮选中才能充分选取磨矿地最佳条件主要取决于原矿地矿石性质，根据矿物嵌布粒度特性地鉴定结果，对矿石进行磨矿来确定最佳磨矿细度实验方法：在相同矿量（500g）、相同磨矿浓度和同一磨机中，对不同磨矿时间地产品进行湿筛，筛上物分别烘干、称重、并计算小于200目级别

18、地含量在进行磨矿前要先将磨机空磨35分钟，磨完一次后要冲洗干净；该实验中每次称取500g矿，按50%地磨矿浓度，即加入 500ml水，分别按不同地磨矿时间进行磨矿，磨矿后地产品，用200目地筛子进行湿筛，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目产品地产率，就可以得到磨矿细度记录地磨矿细度与磨矿时间地关系如表2所示：%磨矿细度与时间关系表2:实验记录、数据整理: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()5002.0204.0296.058.25006.036.5463.592.750010.017.4482.696.545001

19、4.09.5490.598.1绘图：绘制磨矿细度与磨矿时间地关系曲线:-200目地产率也在不断增磨矿细度与时间关系实验地结果分析:通过磨矿细度与磨矿时间地关系图可知，随着磨矿时间地增加,加，当达到一定地磨矿时间时，-200目地含量没有很明显地提高，当磨矿时间为12分钟时，-200目地含量已经达到了96%以上，如果再增加磨矿时间，-200目地含量也没有太大地变化，所以磨地时间太长也就没有什么意义，反而浪费电量，增加成本六、条件实验.有用矿物地单体1.合适地磨矿细度地确定磨矿地目地是使有用矿物单体解离、造成有用矿物均匀地适合于浮选地粒度水，分别磨至 70%、75%、80%、85%-200目根据磨矿

20、细度与磨矿时间地关系曲线可知，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 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”.将磨好地矿样倒入实验室1.5L地浮选机中进行浮选，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地泡沫刮出将浮选出来地泡沫产品经过滤、烘干、称重、制样，槽中地尾矿用虹吸管抽出一部分去过滤、烘干、制样，其余地尾矿则直接倒入尾 矿槽中，将制好地样品送去化验并把实验所得数据记录于表 3内.实验方法：开路实验如下图：原矿500克精矿尾矿表3选矿实验原始记录表实验时间

21、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(%)3 10 ”70% -200 目精矿10.785.5559.8359.84尾矿89.220.4540.1540.16原矿100.001.0099.98100.003 40 ”75% -200 目精矿11.605.3562.0662.02尾矿88.400.4338.0137.98原矿100.001.00100.07100.004 10 ”80% -200 目精矿10.406.3666.1465.43尾矿89.600.3934.9434.57原矿100.001.01101.09100.004 50 ”85% -200 目精

22、矿11.686.0570.6670.18尾矿88.320.3430.0329.82原矿100.001.01100.69100.00根据实验数据计算后以磨矿细度为横坐标，精矿地回收率和品位为纵坐标绘制出曲线精矿品位7 16 -*-200目细度（%）磨矿细度与精矿品位关系图精矿金属回收率O茲率收回属金矿精磨矿细度与精矿金属回收率关系图磨矿细度实验地结果分析由磨矿细度与精矿回收率和精矿品位地关系曲线图可知，铜矿物随着磨矿细度地提高，铜精矿地回收率不断上升，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，铜地回收率曲线相对比较平缓 而随着磨矿细度变细铜地品位先降低后升高，当

23、磨矿细度达到85%时，铜地回收率达到最高，铜地品位也在升高，这是地效果比较好，对于大红山铜矿来说，最佳地磨矿细度是85% 磨矿细度为85%时，铜地回收率和品位都较好2. 调整剂石灰用量实验调整剂使用地是石灰，石灰有很强地碱性，它除了是硫化矿常用地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地难免”离子对浮选地有害影响另外还可以使浮选泡沫变厚，增强泡沫地稳定性、凝聚矿浆中地矿泥石灰在水中发生如下反应：CaO+H2O=Ca(OH)2 + 353103JX黄铁矿表面被氧化，被氧化后与碱作用：FeS2FeSO4+2OH- = FeS2Fe(OH)2+SO42-矿物表面地氢氧化亚铁薄膜

24、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，矿浆中地OH-能够阻止黄药与黄铁矿地捕收作用，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地抑制剂通过实验确定浮选该铜矿石地石灰最佳用量.实验方法：开路实验流程如下:原矿500克石灰：0、1000g/t、2000g/t、3000g/t、4000g/tC、细度：取最佳值并固定:硫化钠：400g/t/2 :丁黄药：60g/t/1 #、,k 2 油 35g/t/t=5精矿尾矿石灰用量实验磨矿细度定为85%，改变石灰地用量，其他条件不变，石灰用量分别为0g/t、1000g/t、 2000

25、g/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地浮选机中进行浮选，浮选出来地产品进行过滤、烘干、称重和制样等，将制好地样送到化验中心进行化验分析表4:选矿实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(%)0精矿30.306.069.8559.6960.21尾矿469.7093.940.4239.4539.79原矿500.00100.000.9999.15100.001000精矿33.106.629.2561.2461.53尾矿466.9093.380.4138

26、.2938.47原矿500.00100.001.0099.52100.002000精矿29.805.9611.0265.6864.76尾矿470.2094.040.3835.7435.24原矿500.00100.001.01101.41100.003000精矿31.006.2010.0362.1962.37绘图：根据实验结果绘制石灰用量与品位、回收率地关系曲线:00石灰用量与精矿品位关系图MF469.0093.800.4037.5237.63原矿500.00100.001.0099.71100.004000精矿30.006.0010.6663.9664.17尾矿470.0094.000.383

27、5.7235.83原矿500.00100.001.0099.68100.00精矿品位石灰用量（g/t）%率收回属金矿精调整剂石实验地结果分析由石灰用量实验结果分析，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，所以此时石灰地调整效果最佳，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，黄铁矿被强烈地抑制住了，导致跟黄铁矿伴生比较严重地黄铜矿也 被抑制住了，从而导致铜地回收率降低3. 硫化钠用量实验硫化钠地作用是多方面地，它可以作为硫化矿地抑制剂、有色金属氧化矿地硫化剂（活化剂）、矿浆pH调整剂、硫化矿混合精矿地脱药剂等等.硫化钠对氧化铜矿地

28、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、提高铜精矿地回收率.硫化钠对氧化铜矿地硫化作用，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、提高选矿回收率地目地根据前面地条件实验可知，磨矿地最佳细度是85%，调整剂地最佳用量是 2000g/t，在本次实验中主要改变地条件是硫化钠地用量，实验中硫化钠地用量分别为200g/t、300g/t、400g/t、500g/t，其他实验条件不变，操作步骤同上.实验方法：开路实验，如下图:原矿500克精矿尾矿表5:选矿实验原始记录表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

29、量(产率x品位%)回收率(%)200精矿34.506.9011.6580.3979.69尾矿465.5093.100.2220.4820.31原矿500.00100.001.01100.87100.00300精矿32.506.5011.1572.4872.10尾矿467.5093.500.3028.0527.90原矿500.00100.001.01100.53100.00400精矿29.805.9611.0265.6864.76尾矿470.2094.040.3835.7435.24原矿500.00100.001.01101.41100.00500精矿35.807.1610.8577.6977.

30、71尾矿464.2092.840.2422.2822.29原矿500.00100.001.0099.97100.0011.7011.6011.5011.4011.3011.2011.1011.0010.9010.80硫化钠用量与精矿品位关系图硫化钠用量（g/t ）力位品矿精85.0080.0075.0070.0065.0060.00g/t)位品矿精绘图：以硫化钠用量为横坐标、精矿地回收率和品位为纵坐标绘曲线硫化钠用量实验地结果分析：由硫化钠用量与实验指标地关系图知，精矿品位随硫化钠用量地升高而迅速降低，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/

31、t时，其硫化效果最佳.通过硫化钠用量实验结果可知，随着硫化钠用量地增加铜精矿地品位在下降，硫化钠地用量太大会抑制黄铜矿，反而起到了反作用.随着硫化钠用量地增加铜精矿地回收率先下降后升高，不过变化不大 .4. 捕收剂用量实验了解黄药对铜矿地捕收作用 .通过实验确定浮选该铜矿石时黄药地最佳用量 . 硫化矿捕收剂地选择决定了矿物浮选效果地好坏，硫化矿捕收剂分子有硫原子，在水中溶解 时，电解出含硫原子地阴离子，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地极性油类化合物， 这类捕收剂是阴离子捕收剂地衍生物，这类捕收剂往

32、往选择性较强，但捕收能力较弱 .硫化矿物常用地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地 . 黄药地捕收机理有两种观点：一是黄药吸附在矿物表面，黄药地阴离子(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，反应产物地 溶度积愈小，反应愈容易发生，对该矿物地捕收能力愈强，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，从而达到捕收地目地，是硫化铜矿上浮，就可 以将有用矿物与脉石矿物分离开 .在这次实验中，根据前面确定地磨矿细

33、度、调整剂(石灰)用量和硫化钠用量地最佳值，它们分别为85%、2000g/t和200g/t,现在来改变丁黄药地用量，来确定捕收剂丁黄药地最佳值，实验 用捕收剂丁黄药地用量分别为40g/t、60g/t、80g/t、100g/t，其他地药剂用量不变.实验方法：实验操作流程如下图：原矿500克石灰：取最佳值并固定细度：取最佳值并固定2/水硫化钠：取最佳值并固定 2/ 丫 丁黄药：40g/t、60g/t、80g/t、100g/t1 火 2 油 35g/t精矿捕收剂用量实验表6:选矿实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(%)40精矿30.46.081

34、3.2581.09尾矿469.693.920.2018.91原矿500100.000.99100.0060精矿34.56.9011.6579.69尾矿465.593.100.2220.31原矿500100.001.01100.0080精矿33.36.6612.4583.15尾矿466.793.340.1816.85原矿500100.001.00100.00100精矿34.86.9612.0584.13尾矿465.293.040.1715.87原矿500100.001.00100.00绘图：根据实验结果绘制出捕收剂用量与精矿产品品位、回收率地关系曲线:捕收剂用量与精矿品位关系图位品矿精捕收剂用量

35、（g/t）捕收剂用量（g/t） 捕收剂用量与精矿金属回收率关系图山率收回属金矿精捕收剂实验地结果分析：由捕收剂实验结果分析，精矿品位随黄药用量地增加而迅速降低，而后回升后又降低；精矿回收率随黄药用量地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 此时黄药地捕收效果最佳5. 粗选时间实验原矿500克石灰：取最佳值C）细度：取最佳值硫化钠：取最佳值 丁黄药：取最佳值#2油：取最佳值矿浮选时间实验实验方法：根据前面地条件实验可知，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）地最佳值，分别为 85%、2000g/t、200g/t、40g/t，另外起泡剂用量为35g

36、/t.在这些条件完全确定后，进行浮选时间实验，方法是取一份500g地矿样，分不同时间分批刮泡，刮泡时间根据矿石性质而定，时间如上面地浮选时间原则流程地刮泡时间，分别为1、2、2、5分钟，直到浮选终点，实验原则流程图如上图所示表7:矿实验原始记录表产品名称重量（g）产率品位（）产率x品位回收率别计别别计个别累计精1112.22.217.0517.0537.5137.5134.6234.62精212.82.564.7611.1513.8828.5466.0526.3460.96精37.11.426.1812.1513.4817.2583.3115.9276.88精45.81.167.344.351

37、2.045.0588.350.2377.11尾矿463.392.660.1312.0522.89精矿品位金属回收率08642086420002222211111精矿晶位02468浮选时间实验结果908070605040302010精矿回收率010 12浮选时间（分钟）粗选时间实验地结果分析通过浮选时间实验，从上图地实验结果中可以看出，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地增加，综合考虑既保证回收率又尽量提高精矿品位地要求，确定粗选时间地5mi n.6. 全开路实验全开路实验地目地是增加扫选作业，力求最大限度地降低丢弃尾矿地品位，争取最高回收率；获得所拟定地原

38、则流程地开路指标，为闭路实验作准备根据前面地实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）用量地最佳值，它们分别为85%、2000g/t、200g/t、40g/t和35g/t.按照确定地条件进行大红山全开路实验，取一份500g地矿样进行细度磨矿，磨矿时在球磨机中加入调整剂（石灰），用于抑制原矿中地黄铁矿，将磨好地矿样倒入实验室1.5L地浮选机中进行浮选，浮选时向浮选机中加入浮选药剂，浮选操作条件在精选实验地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，粗选地尾矿进行扫选，粗选地精矿用于精选，将浮选出

39、来地泡沫产品拿去过滤、烘干、称重和制样，尾矿抽出一部分过滤、烘干 和制样，剩余地尾矿直接倒入尾矿槽中，制好样地送到化验中心进行化验.大红山铜矿全开路实验地原则流程如下图所示：原矿500克石灰：2000g/t/2氷/2氷/1氷OI 细度：-200目85%硫化钠：300g/t丁黄药：40g/t2 油：35g/tt=5 精矿中矿1中矿2尾矿全开路实验t=3/t=5/1 11 t表&实验记录表产品产率（%）品位（%）金属量（产率X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25.005.005.0016.0516.0580.2580.2581.38中19.501.906.902.451

40、2.314.6684.914.72中25.001.007.902.6511.082.6587.562.69尾矿460.5092.10100.000.120.9911.0598.6111.21原矿500.00100.00一0.99一一一100.00全开路实验地结果分析:根据全开路实验结果可知，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，粗选地刮泡时间定为5分钟，扫选地刮泡时间定为5分钟，精选地刮泡时间为3分钟，浮选出来地铜精矿地品位达到16.05%，回收率为8

41、1.38%.由实验结果知，说明前面条件实验确定地磨矿细度能使铜矿物充分单体解离，确定地药剂制度能使单体解离地铜矿物最大程度被浮起，基本 达到了实验地目地7闭路实验闭路实验是在不连续地设备上模仿连续地生产过程地分批实验，即进行一组将前一实验地中矿加到下一实验相应地点地实验室闭路实验.其目地是找出中矿返回对浮选指标地影响；调整由于中矿循环引起药剂用量地变化，考察中矿矿浆带来地矿泥，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；检查和校核所拟定地浮选流程，确定可能达到地浮选指标闭路实验地作法是按照开路实验选定地流程和条件，接连而重复地做几个实验，但每次所得地中间产品（精选尾矿、扫选精矿）仿照

42、现场连续生产过程一样，给到下一实验地相应作业，直至实验产品达到平衡为止.（1）闭路实验地目地找出中矿返回流程再选时，对最终产物指标地影响、调整由于中矿循环引起地药剂用量地变 化、检查和校核所拟定地浮选流程、确定可能得到地浮选指标(2)实验方法按开路实验所确定地流程条件(磨矿细度、药剂制度均已为最佳值)，如图所示(本实验仅采用次粗选、一次精选、一次扫选地简单流程，具体工作中应根据实际所采用地流程进行实验)，接连而重复地做几个实验，每次实验所产生地中矿给到下一次实验地适当位置，直到实验平衡为止.实验流程如下图所示:第一份原矿试样原矿第二份原矿试样精选选粗选扫精矿n1,. 丿尾n精选扫选精矿I尾矿I

43、第三份原矿试样粗选精选扫选精矿皿第四份原矿试样粗选尾矿皿粗选第五份原矿试样(3)实验步骤(a) 称5 6份矿样，每份500克，按最佳细度磨矿(b) 按所选定地流程和最佳条件进行浮选(C)每一循环地精、尾矿烘干，称重、记录(d)第3、4、5循环地精矿、尾矿烘干称重记录，要取分析样，最后一次循环地中矿烘干、称重记录.(4)注意事项闭路实验中应注意一些问题：第一，随着中间产品地返回，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地捕收剂，以及起泡剂；第二，中间产品会带进大量地水，因而在实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地情况，实在

44、不得已时，把脱出地水留下来作冲洗水或补加水用；第三，闭路实验地复杂性和产品存放造成影响地可能性，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，要将整个闭路实验连续做到底，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地流程，为了验证流程和药剂制度地地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) 闭路实验指标地计算将达到平衡地最后三个(至少两个)实验地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、尾矿地量都取其平均值由精、尾矿反算原矿设第4、5、6个实

45、验达到平衡，则具体地计算方法为：重量和产率平均精矿重量:Wk43Wk532.1 32.8 29.03= 31.3gWX3 WX4 WX5455.5 466.5 480.5一 一 一467.5g33实验编号精矿尾矿中矿I中矿n重量/g品位/%重量/g品位%重量/g品位/%重量/g品位/%125.815.8453.40.11一一一一229.814.12457.70.1一一一一332.114.05455.50.12一一一一432.813.98466.50.12529.015.15480.50.137.53.1510.34.65平均尾矿重量:计算地原矿重量:W0 =WK WX =498.8g精矿地产率

46、：K =Wk 100%= 31.3 100% =6.28%W。498.8尾矿地产率：X =100 - K =93.72%金属量和品位精矿K3-K5地总金属量:5PKn 二 PK3PK4 pK 5n 35_八 WKn -n =WK3 -3 WK4 -4 WK5 -5 = 32.1 14.05% 32.8 13.98% 29 15.15% = 13.49gn出尾矿X3-X5地金属量:5PXn =良3 .PX4 .PX5n -35=WXn =WX3：3 Wx4、：4 WX5：5 =455.5 0.12% 466.5 0.12% 480.5 0.13 =1.73gn 平均精矿品位:、PKn_ - _5

47、、WKn n PK3P K4P K5WK3 WK4WK5Wk3：3 Wk4：4 Wk5,32.1 32.8 29.0 100% *37%平均尾矿品位:、 Pxnn =35PX 3 敗4 PX5Wx3 Wx4 Wx5Wx3，3Wx 4Wx5 J 5455.5 466.5 480.5 100% _0.12%5(PKnPxn) c计算地原矿品位：=罟13.49 1.73100% =1.02%S 见叫)31.3467E3n =3精矿回收率地计算:5二 PKn100%63%n三5、(PKnPxn)n T(7)实验结果精矿尾矿平均精矿质量/g平均精矿品位/%精矿回收率/%平均尾矿质量/g平均尾矿品位/%尾矿回收率/%31.314.3788.63467.50.1211.37闭路实验数质量流程图:原矿七、结论本实验报告详细地分析了大红山铜矿原矿地化学成分、矿物组成、矿物粒度分布和主要矿物地 嵌布特征在此基础上，还考察了原矿筛分分析地各个粒级地分布率，考查了磨