铜、铅、锌等矿产资源选矿典型案例分析

铜、铅、锌等矿产资源

选矿典型案例分析1铜、铅、锌等矿产资源选矿典型案例分析ppt铜、铅、锌等矿产资源选矿典型案例分析ppt提纲1、铜铅锌的浮选药剂介绍；2、铜矿物的典型案例分析；3、铅锌矿的典型案例分析；4、铝土矿典型案例分析。2浮选药剂分类捕收剂—使目的矿物表面疏水调整剂—调整捕收剂起泡剂—促使泡沫形成3捕收剂根据矿石的性质不同可将捕收剂分为：硫化矿捕收剂：黄药、黑药、烃基氨基二硫代甲酸盐、氨醇黄药、白药、黄药酯类、甲酸酯类等；氧化矿捕收剂：脂肪酸及皂类、氧化石蜡皂、塔尔油、羟肟酸、阳离子捕收剂（脂肪胺类，但胺类捕收剂不溶于水，一般使用盐酸或醋酸中和配成乳状液体用，或与煤油、松油、酒精等溶剂一起配成乳状液体使用）等。4硫化矿捕收剂黄药——常用的2～5个碳原子的硫代碳酸盐。特点：久放容易失效。黄药类捕收剂的共同性质：随碳原子数的增加，捕收剂加强，选择性降低。国内应用实例：乙基黄药和丁基黄药国外应用实例：异丙基黄药和异丁基黄药5随着选矿药剂的进一步研究，改性黄药的研究也进一步加强。随之而来的异构体也越来越多，异构体黄药的总的特性：异构体类药剂的捕收性能比直链烃类药的捕收性能要强，但选择性不如直链烃类捕收剂。（存在例外情况，例如：硫化锌矿的浮选）6不饱和脂肪烃类的黄药的捕收性已报道的有丙烯丙基黄药、丙烯丁基黄药，通过试验证明，它们的捕收性能与普通烷基黄药类似，但与同碳原子数的烷基相比，捕收性能略低。对含有苯环的芳香基类黄药，具有一定的捕收性，但其捕收性能不如直链烃基，下表列出了几种药剂对硫化铜矿的浮选效果。7芳香基黄药与烷基黄药对硫化铜矿石的浮选性能比较药剂用量（g/t）苄基黄药苯丙烯黄药丁基黄药异戊基黄药精矿铜品/%精矿铜回收率/%pH精矿铜品位/%精矿铜回收%pH精矿铜品/%精矿铜回收率%pH精矿铜品/%精矿铜回收%pH804.0788.62105.1074.00103.6778.7710.23.6887.969.81004.2092.3010.26.0880.3010.24.0090.9010.23.3588.73101204.4595.32105.9185.92103.5091.80103.3087.6110.28苄基黄药、丁基黄药、苯丙烯黄药和异戊基黄药对方铅矿（纯矿物）的吸附作用pH值浮选回收率苄基黄药苯丙烯黄药丁基黄药异戊基黄药49290.4086.8490.2069593.8089.8991.00893.7688.4091.0489.951093.3686.5090.7691.601268.2883.9683.4671.009氧化矿捕收剂氧化矿浮选捕收剂的脂肪酸，一般采用10～20个碳原子的混合的饱和羧酸和不饱和的羧酸。

工业生产中未用纯的脂肪酸的原因：

1、纯的脂肪酸分离提纯非常困难，生产成本偏高；2、纯脂肪酸的浮选捕收性能不如高级脂肪酸的混合物。10目前氧化矿选矿常用的高级脂肪酸

常用的氧化矿捕收剂

饱和的脂肪酸（动、植物油脂皂化）：如10个碳原子的癸酸，12个碳原子的辛酸，18个碳原子的硬脂酸；不饱和的脂肪酸：如18个碳原子的油酸、亚油酸、亚麻酸等等。11不饱和脂肪酸的生产原料1、以石油产品为原料合成饱和脂肪酸

—氧化石蜡皂（浮选红铁矿的高效捕收剂）2、采用纸浆废液为原料制造不饱和酸

—塔尔油。12浮选氧化矿代表性捕收剂（胺类）特点：1、胺类捕收剂是一种混合物；2、浮选铜、锌、铬等多金属时，浮选环境多为碱性介质—化学吸附；3、浮选硅酸盐矿物时—静电力或范德华力(胺类捕收剂的实例分析—难选铝土矿)。13调整剂抑制剂包括无机抑制剂和有机抑制剂。铅锌浮选中的常用无机抑制剂：1、氰化物类：氰化物（氰化钾（钠）、氰化钙）、铁氰化物（亚铁氰化钾、高铁氰化钾）、锌氰化物（锌氰化钾）：主要用于硫化矿的分离，抑制硫化锌，硫化亚铁；2、硫化物类：（硫化钠、硫氰化钠）：硫化矿分离的抑制剂，抑制闪锌矿，硫化亚铁及脱药作用等；143、含硫的酸类：亚硫酸、亚硫酸钠、二硫化碳、硫代硫酸钠，等抑制硫化锌，对铜矿有一定的活化作用；4、铬酸盐：重铬酸钾，抑制方铅矿；5、硅酸盐：水玻璃，抑制硅酸盐矿物；6、磷酸盐：抑制脉石矿物；7、硫酸锌：抑制硫化锌；8、石灰，氯化钙：抑制硫化铁矿；9、硫酸亚铁，硫酸高铁：抑制硫化铜、铁矿；15铜、铅、锌抑制剂类型小结抑制铜矿物的试剂：对原生铜矿，主要使用磷硫化物、硫化物、含氰化合物等，对次生铜矿主要用含氰化合物为抑制剂。抑制方铅矿的试剂：主要用还原性硫氧酸（如亚硫酸、二氧化硫、硫代硫酸盐等），硫化物，铁盐、重铬酸钾、磷酸盐、淀粉等。抑制闪锌矿的试剂：主要使用二氧化硫或亚硫酸及其钠盐，硫酸锌及锌酸盐，硫化物和石灰以及含氰络合物等。16氧化铜矿浮选的新型起泡剂1、P-8201（昆明冶金研究院研制）；2、TF-59（云南原东川矿务局科研所）；3、730系列（昆明冶研新材料股份有限公司研制）；4、W-701（广州有色金属研究院研制）；5、BK-201、BK-206(北京矿冶研究总院)。17铜资源及特点世界铜矿资源较为丰富。据2005年美国矿业局统计，世界金属的可开采储量为4.67亿吨，储量基础为9.37亿吨。可开采铜储量最多的国家是智利和美国。中国的铜储量居世界第四位。截至2007年，全国共查明铜矿区1248个，其中大型矿区37个。著名的大型铜矿包括西藏玉龙铜矿、驱龙铜矿、江西德兴铜矿及近年来新发现的云南普朗铜矿。18铜矿石按照氧化率的不同，可分为硫化矿石、氧化矿石和混合矿石。我国氧化铜矿资源丰富，估计全国有超过1000万吨的金属储量。在这些氧化铜矿中，具有工业意义的氧化铜矿物以孔雀石居多，有相当大的部分是难处理的氧化铜矿，主要分布在云南、湖北、广东、新疆、内蒙、四川和黑龙江等省区。我国比较大型的氧化铜矿包括云南东川汤丹氧化铜矿、湖北大冶铜录山氧化铜矿、广东石菉氧化铜矿和云南迪庆羊拉氧化铜矿等。氧化铜矿是硫化铜矿床露出地表之后，长期受富含氧二氧化碳的地下水及生物有机质的强烈作用而形成的。19氧化铜矿石的主要特点1、有用元素种类多；2、矿石中含铜矿物种类多；3、同一种矿石中可出现多种类型的结构构造，同一种含铜氧化物也可以不同的结构形态产出；4、具有较强的亲水性；5、氧化铜矿石结构松散易碎，多为含泥质脉石，磨矿过程泥化严重，致使浮选困难；6、有用矿物嵌布粒度细。20铜矿物的分类常见的硫化铜矿物

黄铜矿CuFeS2、辉铜矿Cu2S、斑铜矿Cu5FeS4、铜蓝CuS、黝铜矿4Cu2S·Sb2S3、砷黝铜矿4Cu2S·As2S3；

常见的氧化铜矿物：

孔雀石CuCO3·Cu(OH)2、硅孔雀石CuSiO3·2H2O、蓝铜矿2CuCO3·Cu(OH)2、赤铜矿Cu2O、黑铜矿CuO、胆矾CuSO4·5H2O、水胆矾CuSO4·3Cu(OH)2、氯铜矿CuCl2·3Cu(OH)2；

21各种氧化铜矿物的可浮性1、孔雀石—硫化浮选法/活化浮选；2、蓝铜矿—硫化浮选法；3、赤铜矿—不同产地的赤铜矿，其可浮选性差异较大；4、硅孔雀石—铜属于“结合氧化铜”，是一种极难浮选的氧化铜矿物；5、胆矾—可溶性矿物，可浮性很差；6、水胆矾—微溶于水的矿物，可浮性很差；7、氯铜矿—其可浮性与胆矾类似，很难浮选。

22氧化铜矿石的硫化浮选理论基础

硫化浮选法是氧化铜矿和混合铜矿的主要浮选法。氧化铜矿物表面具有离子键，通过静电吸引将水分子极化形成比较牢固的呈定向排列的水化膜，而呈亲水状态，捕收剂很难透过这层水化膜作用于矿物表面。加入硫化钠后，氧化矿物表面迅速吸附HS－或S2-，呈现为金属硫化膜。23研究表明，除浮选矿浆中的HS-对氧化铜矿起活化作用外，S2-也起到了很好的活化作用。通过研究硫化钠对孔雀石的活化作用，证实S2-可使孔雀石表面生成类似硫化物表面的硫化膜，具有类似硫化矿的可浮性。根据理论研究与计算pH值在5～11之间HS-浓度保持一个稳定值，在此值内硫化钠起硫化作用。一般pH值低时，要保持HS-、S2-适宜浓度需增加Na2S用量。这就为氧化铜矿硫化浮选奠定了坚实的理论基础。24氧化铜矿的浮选方法直接浮选法—是在矿物不经过预先硫化的情况下，直接用高级脂肪酸及其皂类、高级黄药、硫醇类、(异)羟(氧)肟酸(盐)等捕收剂直接进行浮选的方法。适宜对象是孔雀石为主，脉石成分简单、性质不复杂、品位高的氧化铜矿石。硫化浮选法—是用硫化钠或硫氢化钠等可溶性硫化剂将氧化矿物预先硫化，然后采用浮选硫化矿的捕收剂进行浮选的方法。该方法是国内外处理氧化铜矿和混合铜矿的主要浮选法。25螯合剂-中性油浮选法—是指用某种螯合剂与中性油组成混合捕收剂，对氧化铜矿物进行浮选的方法。胺类浮选法—又称为阳离子捕收剂浮选法，是有色金属氧化矿常用的浮选法。缺点：受矿泥影响大，选择性差。选冶联合法—是指将选矿方法和冶金方法相结合并充分发挥两种方法各自的优势来处理氧化铜矿的一种方法。氧化铜矿石的特点：氧化铜矿物难浮选易浸，硫化铜矿物易浮选难浸。26氧化矿浮选工艺研究进展直接浮选工艺（如：铜录山铜矿）缺点和不足：常规工艺和常规药剂不能有效地解决矿泥的干扰和难选铜矿物的回收。解决方法：新型螯合捕收剂（W-7）和改性黄药KD4。

闭路试验结果：铜精矿品位由24.38%提高到30.30%，铜回收率由63.29%上升到66.09%。27硫化浮选工艺

常规的硫化浮选工艺—“预先脱泥+Na2S诱导浮选”

——分步优先浮选的工艺流程捕收剂的组合使用大多数捕收剂采用混合加药的方式能够提高选别指标和降低药剂费用。氧化矿浮选有效的捕收剂组合使用情况。

281、甘肃天水舒家坝氧化铜矿石原矿含铜4%，氧化率48.16%％，有相当程度的泥化。捕收剂采用丁基黄药：油酸=300：80，精矿指标为：铜精矿品位22.87%，铜回收率89.60％。与原来工艺相比较：铜回收率平均提高10个百分点以上。分析原因，单加油酸效果不好。另外，油酸添加一定要适量，过量时，铜精矿品位和回收率均不同程度的下降，这是由于油酸捕收了以石英岩为主的脉石矿物和恶化了浮选条件；添加油酸后，还可以取消起泡剂2号油的使用。292、四川小街氧化铜矿原矿含铜1.95%，氧化率78.27%，结合率30.38%。主要含铜矿物为孔雀石、蓝铜矿、黄铜矿和硅孔雀石。捕收剂采用BTA+羟肟酸钠+丁基黄药=200：210：230，精矿指标：铜精矿品位16.39%，铜回收率79.58％。与原工艺相比：可使价格昂贵的捕收剂BTA的用量降低50%，而且可使难选氧化铜中铜的回收率提高6%。分析原因：当BTA与羟肟酸钠和丁基黄药混用时，矿物表面上的铜离子竞相与其结台成苯并三唑铜和羟肟酸铜，产生协同效应，明显提高了捕收效果。303、湖北大冶铜录山氧化铜矿原矿含铜0.83%，氧化率64.56%，结合率32.91%。主要铜矿物有孔雀石、硅孔雀石、黄铜矿等。捕收剂采用丁黄药：羟肟酸钠=150：60，试验指标：铜精矿含铜17.68%，铜回收率54.30%。与原工艺相比：比单一使用丁黄药做捕收剂，铜的回收率提高了12.60%。分析原因：氧化铜矿的硫化浮选中添加少量羟肟酸钠，可避免硫化钠对铜的抑制；但由于羟肟酸钠具有一定的起泡性能，当用量太大时，易引起泡沫发粘和跑槽现象，在生产中应控制好用量。314、云南东川汤丹氧化铜矿原矿含铜0.74%，氧化率79.89%，结合率30.28%。氧化铜矿物主要为：孔雀石，次要为硅孔雀石，还有少量赤铜矿、蓝铜矿等；硫化铜矿物主要有黄铜矿和斑铜矿。捕收剂：在黄药最佳用量基础上，再添加51g/t的硫氮氰酯类的改性药剂J-622。试验指标：铜精矿含铜19.14%，铜回收率61.37%。与原工艺相比较：小型试验与工业试验的铜回收率分别提高3%和4.2%。325、国内某高氧化率氧化铜矿原矿含铜6.05%，氧化率95.04%，结合率1.82%。铜矿物以赤铜矿为主（占81.32%），孔雀石次之（9.09%）；脉石矿物主要为方解石和石英等。捕收剂采用丁黄药：丁胺黑药

=160：70，试验指标：铜精矿品位39.33%，铜回收率95.07％。从试验结果可以看出，采用添加组合捕收剂的方式，可以获得非常理想的选别效果。336、低氧化率混合铜矿原矿含铜0.53%，氧化率10.46%，结合率46.85%。氧化铜矿物主要为赤铜矿、黑铜矿、孔雀石和硅孔雀石。捕收剂采用：组合黄药（乙：丁=1：1)：ZH（S—N类鳌合捕收剂）=60：10或Y89：ZH=60：10，试验指标：（1）黄药与ZH组合：粗精矿品位5.40%，铜回收率80.20％。（2）Y89与ZH组合：粗精矿品位5.07%，铜回收率86.97％。与原工艺相比：与单用黄药方案相比，ZH与黄药组合和ZH与Y89组合两种方案，在粗精矿品位稍高时，铜回收率分别提高1.59％和2.22％。34氧化矿选矿新工艺改进的方向（1）实施“多碎少磨”，控制入磨粒度；（2）实行泥砂分选，并强化矿泥中有价金属的回收；（3）采用“阶磨阶选”工艺流程代替一段磨浮工艺流程，控制分级，减少过粉碎。35实例分析

（云南东川汤丹氧化铜矿为例）36氧化矿的研究进展

1、新药剂的捕收性1、氧肟酸钠捕收能力；(例如：烷基氧肟酸（纳）-硫化铜)2、混合捕收剂的捕收效果。（黄药+氧肟酸钠）捕收剂品位/%精矿产率/%回收率/%原矿精矿尾矿氧肟酸钠+黄药1.00512.400.2316.3678.47黄药1.00611.750.3235.9869.82组合药剂浮选实例432、新工艺方面（通电浮选）试验条件：固定条件采用直流电压90伏，电流0.5安，矿浆通电4分钟，再加药搅拌3分钟，然后再浮选。考查条件品位/%铜回收率/%原矿铜精矿不通电1.10720.2084.12通电1.08921.5287.0444典型氧化铜选矿厂工艺流程改进实例1（铜录山选矿厂）元素CuTFeAl2O3SiO2CaOMgO含量/%1.8754.22.111.441.640.48原矿化学多元素分析项目游离氧化铜结合氧化铜硫化铜总铜品位1.1270.2760.0581.461分布率77.1418.893.97100.00原矿物相分析45选矿厂原工艺流程铜录山选矿厂氧化铜铁矿选铜工艺流程为三粗两扫一精、扫选中矿再精选的浮选试验流程。项目1975年1980年1985年1987年原矿铜品位3.662.422.312.43精矿铜品位12.1217.3516.7319.74铜回收率78.6483.7674.3275.71采用原工艺生产指标46氧化铜选矿存在问题及改进措施1、减少矿泥所采取的措施；（氧化石蜡皂-矿泥）2、工艺流程的改进；（脱泥-泥沙分选（5%））3、浮选设备的改进；（中南大学-浅槽浮选机（高效））4、药剂方面的改进。（水玻璃-精矿富集，CMC-矿泥分散，适量硫化钠-硫化）47典型氧化铜选矿厂工艺流程改进实例2（因民氧化铜矿）原矿多元素分析元素CuSAl2O3SiO2CaOMnP2O5Fe2O3MgO含量/%0.7050.135.4228.9616.960.450.0652.8113.16原矿氧化铜物相分析项目游离氧化铜结合氧化铜活性氧化铜惰性氧化铜总铜品位0.30.130.220.080.73分布率41.0517.8030.1511.0010048原

设

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流

程

：

阶

段

磨

矿

阶

段

选

别49该流程所存在的问题1、第一、第二球磨负荷极不平衡，一段磨矿由于给矿相对较粗，负荷太重；第二段球磨负荷过轻；2、浮选精矿指标较差。50解决上述问题的措施一、磨矿流程的优化

改“阶段磨矿-阶段选别”路程为“阶段磨矿-集中浮选”。流程见图51改造后的磨浮流程52改造后此磨浮流程具有的优势1、第一段磨矿分级粒度可以放粗，这就减小了第一段球磨的磨碎比，从而解决了两段磨矿负荷不平衡的问题；2、磨矿与浮选两大过程相互独立，有利于稳定操作；3、原矿在经过两段磨矿后，更适应铜矿物嵌布粒度细的特点——单体解离较完全；4、改造后的流程为在第二段细磨之后才解离出来的氧化铜矿物提供了更为充分的选别机会和浮选时间。53该选矿厂改造前与改造后的流程指标对比如下：流程规模原矿品位/%精矿品位/%回收率/%阶段浮选小型试验0.81219.1274.24集中浮选0.81620.2475.76阶段浮选工业生产0.62616.2375.39集中浮选0.58916.2576.2554二、精选流程的优化对两次粗选所得的粗精矿到底是采用合并起来精选还是分别精选的问题二粗选精矿集中精选和分组精选生产数据流程原矿品位/%精选精矿品位/%回收率/%二粗选精矿集中精选0.6017.6170.31二粗选精矿分组精选0.6217.0873.4855三、中矿返回地点优化中矿返回二粗选还是一粗选的问题中矿返回地点原矿品位/%精选精矿品位/%回收率/%一粗选0.8119.0079.61二粗选0.8220.2475.76中矿返回试验结果（24个班统计结果）56四、加药方式的改进该氧化铜选矿厂原设计每个浮选作业只有一次加药，通过试验证明，将加药方式改为分段多点加药，浮选指标可获得明显改善。工业试验证明，若将每个作业由一次加药改为两次加药（在药剂总量保持不变的情况下），铜的回收率可提高约3个百分点。

57典型氧化铜选矿厂工艺流程改进实例3：（狮子山铜矿）原矿多元素分析元素CuSAl2O3SiO2CaOMnFe2O3MgO含量/%0.8640.546.3433.3615.020.1893.869.02铜录山选矿厂氧化铜矿石物相分析项目游离氧化铜结合氧化铜硫化铜总铜品位0.2740.0950.2350.604分布率45.3615.7038.9010058原工艺流程一段磨矿至80%～85%-200目，二次粗选、一次扫选、三次精选、中矿返回一粗选。59原工艺流程存在的主要问题1、中矿采用砂泵输送矿浆，浮选各作业十分不稳定，矿浆液面波动较大；2、中矿返回粗选作业，无再磨矿，从而导致未单体解离的氧化铜矿无进一步解离的机会，造成恶性循环进而影响分选指标。60改进后流程61针对问题——解决措施1、取消输送中矿所采用的砂泵；2、以铜矿物浮选速度的不同，按一、二粗选泡沫产品品位的高低来划分回路，粗精矿进行单独浮选；3、难选中矿返回旋流器分级，沉砂入磨，使中矿在再磨过程中有机会受到擦洗脱药，连生体进一步单体解离，从而改善了中矿的可浮性。62流程改进效果试验条件原矿品位/%铜精矿品位/%铜精矿回收率/%改造前0.61718.8772.93改造后0.65120.5475.50流程改造前与改造后的效果对比63氧化铜矿选矿工艺和药剂小结1、磨矿流程的改进；2、组合调整剂的应用；3、组合捕收剂的应用；4、氧化铜矿选别工艺流程的改进。00铅锌矿——组合药剂的应用1、硫化铅锌矿：方铅矿——易浮；闪锌矿——难浮。2、氧化铅锌矿：烷基磺酸盐+油酸（白铅矿、钒铅矿、钒铅锌矿、菱锌矿，还可作为孔雀石的有效捕收剂）

64铅锌分离工艺1、硫化铅锌矿无氰浮选工艺①常规的优先浮选流程；

6566试验结果在原矿含铅9.53％、锌6.37％、硫13.28％，磨矿细度-74微米占78％条件下，经一次粗选、两次扫选、两次精选选铅，一次粗选、两次扫选、三次精选选锌，可获得含铅50.57％、锌2.02％、铅回收率为91.72％的铅精矿以及含锌48.28％、铅1.98％、锌回收率为90.56％的锌精矿。67铅锌分离新技术1、改变加药地点，使浮选指标最优化。（将石灰和抑制剂、及少量混合捕收剂加入球磨机，分级机中也加入少量混合捕收剂和起泡剂的情况）（乐昌铅锌矿）68工

艺

流

程69药剂制度对比（新老工艺）生产指标对比（新老工艺）702、随矿石性质的变化，工艺发生改变。（以锡铁山铅锌矿为例）原矿的主要化学成分(%)为：Pb3.94、Zn7.23、Fel7.85。原矿的主要矿物为：方铅矿5.1%、铁闪锌矿15.0%。该矿石特点是铅锌氧化率较高(一般为l0～30%)，含有大量的易浮黄铁矿(矿物量20～30％)，所含锌矿物主要是铁闪锌矿。71原工艺流程及试验指标原生产流程为“优先选铅，锌硫混合浮选”。该工艺指标为：铅精矿品位62.07%，铅回收率76.3l%，锌精矿品位42.7l％，锌回收率73.06%。铅精矿和锌精矿中银的总回收率50～60%。72工艺改进及浮选效果提出了“铅、锌，锡”依次优先浮选工艺。在精矿品位基本保持不变的情况下，铅锌的总回收率提高近3个百分点。73铅锌其它选别新工艺1、混合浮选一氧压酸浸分离铅锌新工艺（以某铅锌矿为例）矿石性质：含Pb3.26％，含Zn2.54％；含铁为18.02％；含硫为27.33％。矿石中的锌主要以ZnS形式存在，ZnS在锌物相中的分布率为78.26％；铅主要以PbS形式存在，并含有少量的PbSO4，此外矿石中还含有黄铁矿、SiO2和CaCO3。74浮

选

铅

锌

混