四川省会理县拉拉铜矿五龙矿区硫化铜矿可选性试验报告 精品.docx
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四川省会理县拉拉铜矿五龙矿区硫化铜矿可选性试验报告 精品.docx
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四川省会理县拉拉铜矿五龙矿区硫化铜矿可选性试验报告精品
四川省会理县拉拉铜矿五龙矿区
硫化铜矿可选性试验报告
四川晶大矿业科技有限公司
(原四川省有色冶金研究院)
2012年2月
四川省会理县拉拉铜矿五龙矿区
硫化铜矿可选性试验报告
四川晶大矿业科技有限公司
(原四川省有色冶金研究院)
2012年2月
院长:
严志明
中心主任:
汤小军
项目负责:
李辉
试验人员:
王云李辉
邓星星李玺
报告编写:
李辉
报告审核:
汤小军王云
化学分析:
本院分析室
目录
前言1
1试验矿样的采取及制备3
2原矿性质4
2.1原矿化学分析4
2.1.1原矿X射线荧光光谱分析4
2.1.2原矿多元素分析6
2.1.3原矿物相分析6
2.2原矿工艺矿物学研究7
2.2.1原矿矿物组成7
2.2.2矿石结构构造7
3.选矿方法和选矿药剂9
4选矿试验10
4.1选矿原则流程的确定10
4.2浮选条件试验12
4.2.1磨矿细度条件试验12
4.2.2粗选石灰用量试验13
4.2.3铜浮选捕收剂选择条件试验15
4.3.1铜精选抑制剂选择条件试验16
4.3浮铜尾矿综合回收铁试验研究18
4.3.1浮铜尾矿磁选试验研究18
4.3.2浮铜尾矿重选试验研究19
4.3.3浮铜尾矿磁选——重选试验研究20
4.4开路试验22
4.5闭路试验23
5产品分析24
6结语25
前言
受委托,我公司(乙方)对所送的铜矿进行原矿工艺学研究与选冶试验,研究该矿的可选性并提供选冶试验方案,作为开发和生产的技术依据。
对该矿的工艺学研究表明,该矿物为硫化铜矿,其主要金属矿物为黄铜矿,其次有综合回收利用价值的组分还有磁性铁。
主要脉石为石英,其次为云母、白云石、方解石等,其它有害杂质含量很低。
原矿铜品位为0.412%,硫化铜其中硫化态铜占97.83%,矿石中主要含铜矿物为黄铜矿。
在硫化矿选矿当中,黄铜矿属于易浮矿物,该矿石黄铜矿主要以粒状集合体分布于脉石之间,嵌布粒度较粗,并且原矿中其它硫化矿含量很少,对铜浮选影响很小,所以原矿铜较易选别。
原矿铁综合品位13.00%,主要含矿物有磁铁矿、褐铁矿、镜铁矿、针铁矿等,其中磁铁矿磁性较强,容易选别,而其它铁矿物磁性较弱,可选性较差;原矿中金云母含量较高,由于金云母也有一定磁性,会对弱磁性铁矿物的磁选造成干扰,所以该矿想要获得高品位、高回收率的铁精矿比较困难。
针对该矿的性质,试验采用浮选——重选的选别流程,获得了较为理想的选别效果。
浮选采用一粗一扫一精的选别流程,回收原矿当中的黄铜矿,浮选尾矿进入弱磁选,回收磁性铁(试验采用强磁选、重选、磁选——重选等选别流程均未从浮铜尾矿当中获得合格的铁精矿产品,所以本次试验仅回收原矿当中的强磁性铁)。
闭路试验结果列于表1。
表1闭路试验结果(%)
产品
产率
品位
铁回收率
铜
铁
铜
铁
铜精矿
1.44
22.48
34.52
78.76
3.81
铁精矿
2.10
0.18
60.75
0.92
9.77
尾矿
96.46
0.087
11.70
20.32
86.43
给矿
100.00
0.411
13.06
100.00
100.00
注:
本文所列产率、回收率在无特别说明时均相对于原矿
1试验矿样的采取及制备
试验矿样由甲方负责采取并运送至我公司,矿样约1000千克。
收到来样后,经破碎—缩分—筛分等作业制成-2mm粒级的原矿样,以备试验和化学分析所用。
其矿样的制备流程如图1。
图1样品制备工艺流程图
2原矿性质
试验对原矿进行了包括X射线荧光光谱分析、多元素分析以及铜、铁物相分析等化学性质分析,以及矿石矿物组成、矿石结构构造等工艺矿物学研究。
2.1原矿化学分析
2.1.1原矿X射线荧光光谱分析
X射线荧光光谱定量分析主要是为了了解原矿中主要矿物元素和伴生有益元素的相对含量,以及对选矿工艺有害的元素的相对含量。
原矿X射线荧光光谱分析结果列于表2。
表2原矿X射线荧光光谱分析结果(%)
样品名称:
原矿
计算方式:
以氧化物计
X-射线通道:
真空
胶片类型:
有效直径:
25.0mm
有效面积:
490.6mm2
样品高度:
5.00mm
观测质量:
18000.00mg
原子序号
质量%
标准偏差
原子序号
质量%
标准偏差
原子序号
质量%
标准偏差
=========================
=========================
=========================
Be…F
0
0.050
29氧化铜
0.417
0.021
52二氧化碲
0
0.0018
11氧化钠
1.85
0.07
30氧化锌
0.201
0.010
53碘
0.0021
0.0018
12氧化镁
3.47
0.09
31三氧化二镓
0.0035
0.0004
55氧化铯
0
0.0032
13三氧化二铝
9.76
0.16
32二氧化锗
0.00060
0.00037
56氧化钡
0.0828
0.0051
14二氧化硅
37.35
0.31
33三氧化二砷
0.0034
0.0016
La…Lu
0.060
0.042
15磷
34二氧化硒
0
0.00032
72二氧化铪
0.0026
0.0017
15五氧化二磷
0.939
0.047
35溴
0
0.00024
73五氧化二钽
0
0.0023
16三氧化硫
37氧化铷
0.0105
0.0005
74三氧化钨
0.0007
0.0017
16硫
0.973
0.049
38氧化锶
0.0110
0.0005
75七氧化二铼
0
0.0014
17氯
0.127
0.006
39三氧化二钇
0.0087
0.0005
76四氧化锇
0
0.0013
18氩
0
0.0019
40二氧化锆
0.0413
0.0021
77二氧化铱
0.0011
0.0009
19氧化钾
3.25
0.09
41五氧化二铌
0.0082
0.0005
78二氧化铂
0
0.00076
20氧化钙
7.40
0.14
42三氧化钼
0.0139
0.0019
79金
0
0.00062
21三氧化二钪
0.0013
0.0006
44四氧化钌
0
0.0013
80氧化汞
0
0.00066
22二氧化钛
2.27
0.08
45三氧化二铑
0
0.0014
81三氧化二铊
0.0013
0.0010
23五氧化二钒
0.0453
0.0023
46氧化钯
0
0.0014
82氧化铅
0.0525
0.0026
24三氧化二铬
0.0023
0.0010
47氧化银
0
0.0012
83三氧化二铋
0
0.00057
25氧化锰
0.335
0.017
48氧化镉
0.0005
0.0012
90二氧化钍
0.0006
0.0013
26三氧化二铁
19.57
0.22
49三氧化二铟
0
0.0012
92八氧化三铀
0
0.00065
27四氧化三钴
0.0099
0.0013
50二氧化锡
0
0.0014
94二氧化钚
0.00015
0.00066
28氧化镍
0.0050
0.0010
51三氧化二锑
0
0.0014
95三氧化二镅
0.00043
0.00064
==========轻元素==========
=========贵金属元素========
=========镧系元素=========
Be…F
0
0.050
44四氧化钌
0
0.0013
57三氧化二镧
0
0.0018
4氧化铍
45三氧化二铑
0
0.0014
58二氧化铈
0.0285
0.0043
5三氧化二硼
46氧化钯
0
0.0014
59十一氧化六镨
0.0014
0.0039
6二氧化碳
47氧化银
0
0.0012
60三氧化二钕
0.0106
0.0022
7氮
75七氧化二铼
0
0.0014
62三氧化二钐
0
0.0044
8氧
76四氧化锇
0
0.0013
63三氧化二铕
0
0.0021
9氟
0
0.50
77二氧化铱
0.0011
0.0009
64三氧化二扎
0.0062
0.0024
78二氧化铂
0
0.00076
65四氧化七铽
0
0.0047
79金
0
0.00062
66三氧化二镝
0.0032
0.0035
67三氧化二钬
0
0.0033
68三氧化二铒
0.0095
0.0035
69三氧化二铥
0
0.0023
70三氧化二镱
0.0007
0.0019
71三氧化二镥
0
0.0019
2.1.2原矿多元素分析
原矿的多元素分析结果列于表3。
表3原矿的多元素分析结果(%)
元素
Cu
Fe
S
Pb
Zn
As
*Au
含量
0.412
13.00
0.95
0.048
0.17
0.0028
未检出
元素
*Ag
SiO2
Al2O3
K2O
CaO
MgO
P2O5
含量
未检出
37.58
9.47
3.18
7.46
3.48
0.91
注:
带*元素单位为g/t,下同。
原矿的多元素分析表明,该矿为铜矿,有综合回收价值的成分主要有铁,其它金属元素和有害杂质的含量很少。
矿石主要脉石为石英,其次为云母、长石、方解石等。
2.1.3原矿物相分析
试验对原矿铜、铁进行了钼物相分析,分析结果分别列于表4、表5。
原矿物相分析表明,原矿中铜存主要存在于硫化矿物中,而铁主要以赤、褐铁矿等弱磁性矿物的形式存在,磁铁矿中铁含量仅占全铁的10%左右。
表4铜物相分析结果(%)
物相
总铜
自由氧化铜中铜
结合氧化铜中铜
硫化铜中铜
含量
0.414
0.002
0.007
0.405
分布率
100.00
0.48
1.69
97.83
表5铁物相分析结果(%)
物相
总铁
磁铁矿中铁
赤、褐铁矿中铁
硫化铁中铁
其它铁
含量
13.12
1.37
7.30
0.67
3.78
分布率
100.00
10.44
55.64
5.11
28.81
2.2原矿工艺矿物学研究
2.2.1原矿矿物组成
原矿的矿物组成比较简单,主要金属矿物有黄铜矿、磁铁矿、赤褐铁矿,其次含有少量的黄铁矿、斑铜矿、辉铜矿等,主要脉石为石英,其次为云母、白云石、方解石等。
(1)黄铜矿:
是矿石中的主要铜矿物。
呈不规则粒状或它形晶粒状集合体,金黄铜色,金属光泽,贝壳状断口,粉末为浅绿带黑色,弱电磁性。
粒径一般为0.1~0.3毫米,多分布于磁铁矿和脉石矿物粒间。
(2)磁铁矿:
呈自形~半自形的八面体及不规则粒状,铁黑色,金属光泽,贝壳状断口,强磁性。
粒径0.1~0.15毫米,最大可达2毫米。
2.2.2矿石结构构造
1、矿石结构
本次试验的矿样矿石结构以粒状变晶结构为主。
按其晶粒形态又可分为自形~半自形粒状变晶结构、它形粒状变晶结构及交代残余结构等。
(1)自形~半自形粒状变晶结构
辉铜矿、黄铜矿、磁铁矿多为自形晶,赤铁矿和部分黄铁矿为半自形晶。
它们以单晶或集合体形式嵌入脉石矿物的间隙中。
(2)它形粒状变晶结构
构成矿石的主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、斑铜矿及磁黄铁矿、赤铁矿等。
常以它形粒状集合体嵌布于脉石矿物粒间以及早先形成的金属矿物粒间和裂隙之中。
(3)交代残余结构
按其交代形式有以下两种:
a、沿矿物边缘及裂隙向矿物中心交代。
主要有黄铜矿、黄铁矿、赤铁矿交代磁铁矿。
交代程度仅限于在被交代矿物的边缘。
b、从对矿物中心向矿物边缘交代。
从形态上仅见有赤铁矿从磁铁矿晶体的中心向外交代的现象。
其交代界线模糊不清,系氧化作用所致。
2、矿石构造
试验矿样矿石构造以浸染状和条纹状构造为主,次有网脉状和蜂窝状构造。
(1)浸染状构造
主要金属矿物有黄铜矿、磁铁矿、斑铜矿等,呈单体或集合体形式较均匀地分布,含量在15%左右。
(2)条纹状构造
主要金属矿物有黄铜矿、磁铁矿及少量斑铜矿等,以它形粒状集合体沿片理富集形成条纹。
条纹宽度一般为0.2~1毫米,其间距为3~6毫米。
(3)网脉状构造
主要是黄铜矿呈粒状集合体呈脉状或网脉状,沿裂隙交织充填。
(4)蜂窝状构造
主要是金属硫化物氧化后,易溶的铜,流失后形成的褐铁矿。
此构造主要见于氧化矿石中
3.选矿方法和选矿药剂
此次试验选用的浮选机型为XFD-63型3.0L、0.5L、0.25L单槽浮选机。
采用单元试验法,以铜品位和回收率为试验指标判据。
本试验主要使用常规药剂进行浮选试验,试验中涉及到的各种药剂名称、纯度及实验室配药方式列于表6。
表6药剂名称、纯度及配药方式表
药剂名称
纯度
配药方式
药剂名称
纯度
配药方式
石灰
工业纯
固体添加
丁基黄药
工业纯
液体1%
水玻璃
分析纯
液体5%
乙基黄药
工业纯
液体1%
六偏磷酸钠
工业纯
液体5%
丁铵黑药
工业纯
液体1%
CMC
分析纯
液体2%
2#油
工业纯
原液滴加
4选矿试验
4.1选矿原则流程的确定
对原矿的化学分析及工艺矿物学研究表明,该矿的主要有益组分为铜和铁。
从市场价值分析,该矿中铜的价值高于铁,所以应侧重考虑保证铜的回收。
原矿中铜主要以黄铜矿形式存在,在一般情况下,黄铜矿属于可浮性很好的矿物,并且该矿黄铜矿嵌布粒度较粗、其它硫化矿以及有害杂质含量很少,对铜的浮选比较有利。
该矿的铁分为磁铁矿和褐铁矿等磁性较弱的铁矿物两部分,磁铁矿宜采用弱磁选进行选别,其它铁矿物可以考虑用强磁选、重选等方法予以选别。
对于该矿原矿试验的重点在于以下方面:
第一,确定适合该矿铜浮选的药剂组合,确保铜精矿质量和回收率。
第二,探索适合的选别方法,实现该矿铁矿物的综合回收。
综合分析,认为该矿采用浮选——弱磁——强磁(重选)的选别流程比较适合,试验原则流程如图2。
图2试验选矿原则流程图
4.2浮选条件试验
4.2.1磨矿细度条件试验
磨矿细度主要影响铜粗选的回收率,在初探试验的基础上对该矿进行磨矿细度条件试验,分别在磨矿细度为-200目65%、70%、75%、80%的条件下进行试验,研究磨矿细度对该矿浮选的影响。
试验以粗选铜品位和回收率为判据,试验流程及其它主要工艺参数(本文所列药剂用量均相对于粗选给矿)见图3,试验结果列于表7。
根据试验结果,综合考虑粗精矿品位与回收率,认为该矿磨矿细度选择为-200目75%比较适合。
图3磨矿细度试验原则流程
表7磨矿细度试验结果(%)
磨矿细度
(-200目占%)
产品
产率
铜品位
铜回收率
65
铜粗精矿
2.25
13.18
71.98
尾矿
97.75
0.118
28.02
原矿
100.00
0.412
100.00
70
铜粗精矿
2.26
13.56
74.56
尾矿
97.74
0.107
25.44
原矿
100.00
0.411
100.00
75
铜粗精矿
2.32
13.88
78.93
尾矿
97.68
0.088
21.07
原矿
100.00
0.408
100.00
80
铜粗精矿
2.30
14.11
78.20
尾矿
97.70
0.093
21.80
原矿
100.00
0.415
100.00
4.2.2粗选石灰用量试验
一般情况下,铜浮选的最佳PH范围为7~8,试验粗选添加石灰作为PH调整剂,调整粗选矿浆PH,并抑制矿物中的黄铁矿等。
由于黄铁矿对硫化矿都有一定的抑制作用,所以石灰用量不宜过大。
试验通过石灰条件试验确定粗选最佳石灰用量,以铜精矿品位和回收率为判据,试验流程及主要技术参数如图4,试验结果列于表8。
试验结果表明,该矿黄铜矿对石灰比较敏感,粗选石灰用量选择1000g/t左右为宜。
图4粗选石灰用量条件试验流程
表8粗选石灰用量条件试验结果(%)
石灰用量
(g/t)
产品
产率
铜品位
铜回收率
500
钼粗精矿
2.18
13.60
72.85
尾矿
97.82
0.113
27.15
原矿
100.00
0.407
100.00
1000
钼粗精矿
2.30
13.98
78.42
尾矿
97.70
0.091
21.58
原矿
100.00
0.410
100.00
1500
钼粗精矿
2.20
14.35
76.63
尾矿
97.80
0.098
23.37
原矿
100.00
0.412
100.00
4.2.3铜浮选捕收剂选择条件试验
由于该矿黄铜矿可浮性较好,且其它硫化矿及有害杂质含量都很少,所以选择常规捕收剂作条件试验。
铜浮选捕收剂选用乙基黄药、乙基黄药+丁基黄药、乙基黄药+丁铵黑药作对比试验,以铜粗精矿品位和回收率作判据,试验流程及主要技术参数如图5,试验结果列于表9。
试验结果表明采用乙基黄药+丁基黄药作捕收剂对该矿黄铜矿的选别效果较好,粗选和扫选用量分别为乙基黄药25+10g/t,丁基黄药25+10g/t。
起泡剂选用2#油。
图5铜浮选捕收剂选择条件试验流程
表9铜浮选捕收剂选择条件试验结果(%)
捕收剂组合
粗选+扫选用量
(g/t)
产品
产率
铜品位
铜回收率
乙基黄药:
50+20
2#油:
20+10
铜粗精矿
2.33
13.78
77.37
尾矿
97.67
0.096
22.63
原矿
100.00
0.415
100.00
乙基黄药:
25+10
丁基黄药:
25+10
2#油:
20+10
铜粗精矿
3.26
10.08
80.54
尾矿
96.74
0.082
19.46
原矿
100.00
0.408
100.00
乙基黄药:
25+10
丁铵黑药:
25+10
铜粗精矿
3.60
8.98
78.28
尾矿
96.40
0.093
21.72
原矿
100.00
0.413
100.00
4.3.1铜精选抑制剂选择条件试验
该矿黄铜矿的可浮性很好,通过试验表明,对铜粗精矿进行一次精选就能获得品位20%左右的铜精矿,所以试验采用一次精选。
精选选用石灰抑制黄铁矿等硫化矿,试验表明石灰用量在200g/t左右为宜。
在以上条件下进行铜精选抑制剂条件试验,选用水玻璃+六偏磷酸钠和水玻璃+CMC作对比试验,试验流程及主要技术参数如图6,试验结果列于表10。
试验结果表明,精选抑制剂的添加是必要的,且选用水玻璃+CMC作抑制剂所获得铜精矿品位和回收率都比较理想,药剂用量为水玻璃200g/t、CMC40g/t。
图6铜精选抑制剂选择条件试验原则流程
表10铜精选抑制剂选择条件试验结果(%)
抑制剂及用量
(g/t)
产品
产率
铜品位
铜回收率
空白
铜精矿
1.87
17.64
78.92
中矿
1.38
0.41
1.35
尾矿
96.75
0.085
19.73
给矿
100.00
0.418
100.00
水玻璃:
250
六偏磷酸钠:
120
铜精矿
1.48
21.47
76.57
中矿
1.81
0.66
2.88
尾矿
96.71
0.088
20.55
给矿
100.00
0.415
100.00
水玻璃:
200
CMC:
100
铜精矿
1.42
22.50
77.93
中矿
1.80
0.46
2.02
尾矿
96.78
0.085
20.05
给矿
100.00
0.410
100.00
4.3浮铜尾矿综合回收铁试验研究
4.3.1浮铜尾矿磁选试验研究
试验对浮铜尾矿进行磁选,获得不同场强范围内精矿,根据各个产品品位研究该矿铁矿物磁选的可行性。
试验流程及主要技术参数如图7,试验结果列于表11(给矿为浮铜尾矿,下同)。
图7浮铜尾矿磁选试验流程图
表11浮铜尾矿磁选试验结果(%)
产品
产率
铁品位
铁回收率
个别
累积
个别
加权品均
个别
累积
铁精矿1
2.07
/
60.86
9.90
/
铁精矿2
3.20
5.27
30.52
42.44
7.68
17.58
铁精矿3
2.85
8.12
22.47
35.43
5.03
22.62
铁精矿4
5.16
13.28
19.56
29.26
7.93
30.55
尾矿
86.72
/
10.19
12.72
69.45
/
给矿
100.00
100.00
12.72
/
100.00
100.00
注:
表11、12、13所列产率、回收率均相对于给矿(浮铜尾矿)
试验结果表明,用中强磁及强磁选获得的铁精矿产品品位很低,0.14T~0.5T产品铁精矿品位仅为30.52%,说明该矿中其它磁性矿物对弱磁性铁矿物的磁选影响很大。
磁场强度从0.14T提高到0.5T,铁回收率仅提高了7.68%,但品位确下降了18.42%;磁场强度提高到1T,铁回收率仅能达到30.55%,精矿铁品位仅为29.26%,说明采用单一磁选回收原矿中弱磁性矿物不可行。
4.3.2浮铜尾矿重选试验研究
对该矿浮铜为矿的磁选试验研究表明,中强磁产物铁品位较低,达不到合格产品的要求。
试验采用摇床对浮铜尾矿进行重选试验,研究其回收该矿铁矿物的可行性。
试验流程如图8,试验结果列于表12。
试验获得的精矿产品铁品位仅为33.85%,达不到商品级要求,铁回收率也很低,采用单一重选试验效果也不理想。
图8浮铜尾矿重选试验工艺流程
表12浮铜尾矿重选试验结果(%)
产品
产率
铁品位
铁回收率
铁精矿
9.65
33.85
25.58
尾矿
90.35
10.52
74.42
给矿
100.00
1
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