某铜锌矿选矿小型试验研究_苏思苹

2017-04-12 45543723 0.39M
某铜锌矿选矿小型试验研究 1 2 Ê ± Ú ; i   1.<ÁŠ €<"zµK ³< Šý 547000 2.<¿ "vÚŠÊ €Ì< Šý 547000 【摘 要】 ô ^Š € € FŸÉ+ŸÉ›l˜ k„ ì) ؾ € F¥Ê €ý¨¹œ×ð5 @ñœÊí l ^aŠ¤KÔ^Ú €aŠÚ €œÊÁ €É› ; "s Ö¤ ;Ú €„KÔ "Ú €b^ŠœÊs Ö¹ @ñ¥1oT< k É›  3ÕœÊZÃ1 } l4[ Z-200rT zý[ª5µ eœÊ²T ªb 【关键词】 Z-200 ^Šs Ö ª5µ eœÊ ; "s Ö 【中图分类号】 TD95 【文献标识码】 A 【文章编号】 1008-1151(2012)01-0104-02 A Copper and Zinc Mineral processing small experimental study Abstract According to the copper zinc ore properties characteristic of small test, initial exploration of processing the ore dressing process : the floating weight principle process, flotation recovery of copper, zinc, to obtain a final copper concentrate ( silver ), zinc ore, flotation tailings of separation of pyrite and arsenopyrite, obtain sulfur concentrate and ultimately arsenic concentrate. Copper zinc flotation separation process key assignments, tests were conducted with 3 flotation scheme comparison, collector to Z-200 better, cyanide flotation process to give priority to better results. Key words Z-200 the separation of copper and zinc priority cyanide flotation the separation of sulfur and arsenic 要以黄铜矿存在,大部分为原生矿物,另有少量的次生黄铜 -ý 矿, 部分结晶粒度较细小的黄铜矿与铁闪锌矿互相致密共生, 广西某铜锌矿体, 矿石中具有工业回收价值的元素有锌、 铁闪锌矿晶格中常发现有黄铜矿,对提高铜精矿回收率极为 铜,具有综合回收的伴生元素主要有砷、硫、银。原矿中锌 不利。 主要以铁闪锌矿存在,铜主要以黄铜矿存在。本试验采用浮 矿石磨至-0.2mm 时,主要矿物铁闪锌矿、黄铜矿已基 重原则流程。浮选试验获得最终铜精矿、锌精矿,浮选尾矿 本单体解离。 进行硫砷分离,获得硫精矿和最终砷精矿。试验获得了最终 Vð € €þFîs  矿 物 铁闪 磁黄 精矿产品和较好的技术经济指标,试验达到了预期的目的, 黄铁矿 黄铜矿 毒 砂 脉 石 合 计 名 称 锌矿 铁矿 可作为该铜锌矿体生产实践参考依据。 含 量 12.46 0.83 0.48 31.22 0.26 54.75 100.00 Vð €í Ís²T   𠀟Éùî Ag 元素 Sn Pb Zn S As Sb Cu Fe SiO CaO2 (g/t) 原矿样在试验室经两段破碎至-2mm, 按严格的矿样加工 含量 0.096 0.028 4.28 8.74 12.36 0.01 0.18 15.29 28.87 3.46 15 缩分流程加工,缩分出原矿分析样及试验样。 原矿磨至-0.2mm 筛分结果和主要矿物单体解离度测定 原矿矿物工艺学研究表明,原矿的主要金属矿物为:铁 结果分别列于表3、表4。 闪锌矿、毒砂、黄铁矿、黄铜矿,少量的磁黄铁矿;脉石矿 V   €" ÀNN ñs²T  物主要为石英、方解石,少量的碳页岩。原矿矿物组成分析 粒 级 铜 锌 产 率 结果见表1,多元素分析结果见表2。 (mm) 品 位 分布率 品 位 分布率 +0.2 1.98 0.083 0.88 1.43 0.04 原矿性质研究表明,矿石中具有工业回收价值的元素有 0.1 3.72 0.11 2.26 2.60 0.09 锌、铜,具有综合回收的伴生元素主要有砷、硫、银。 0.074 10.29 0.15 8.54 3.72 0.36 -0.074 84.07 0.19 88.32 4.51 88.21 原矿中锌主要以铁闪锌矿存在,有少量的闪锌矿。铜主 合 计 100.00 0.18 100.00 4.30 100.00 【收稿日期】 2011-10-21 【作者简介】 Ê ± Ú<ÁŠ €<"zµK ³/ Œ?Z†Ê €Ú)ýñ = ; i <¿ "vÚŠÊ €ÌÊ €ý ñ =b V €" ÀNNö1 €þ†8³ Ö©ç²T   Vª5œÊµ e> ^ k²T  铜 锌 产 品 产 率 综 合 品 位 回收率 品 位 回收率 矿 物 +0.2 0.1 0.074 -0.074 解离度 铜精矿 0.56 21.44 70.10 7.75 1.00 单 体 78.05 87.30 95.52 100.00 98.64 锌精矿 8.39 0.35 17.14 49.30 95.23 黄铜矿 连生体 21.95 12.70 4.48 0 1.36 给 矿 100.00 0.17 100.00 4.34 100.00 合 计 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 单 体 92.31 96.62 98.02 100.00 99.52 VœÊ> ^ k04î' 铁闪锌 连生体 7.69 3.38 1.98 0 0.48 浮选 亚硫酸 矿 项目 硫酸锌 Z-200 氰化物 石灰 FN 硫酸铜 黄药 2#油 合计 方案 钠合 计 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 用量 29375 1125 137.5 162.5 36 (g/t)  kZà ’ç 单价(元 混浮 5 2.5 25 11 0.25 2.5 9 8.5 5 /Kg) 成本(元 7.34 2.81 1.24 1.38 0.18 13.95 根据原矿矿石性质研究结果,结合国内外相关铜锌矿的 /t) 用量 1150 775 90 29375 1250 100 100 27 选矿技术,试验方案拟定原则为:主要回收铜、锌,综合回 优先 (g/t) 无氰 成本(元 5.75 1.94 2.25 7.34 3.13 0.9 0.85 0.14 22.30 收砷、银。试验流程为浮重原则流程,浮选回收铜、锌,获 /t) 用量 1125 750 90 25 33125 1250 125 125 27 得最终铜精矿、锌精矿,浮选尾矿进行硫砷分离,获得硫精 优先 (g/t) 有氰 成本(元 5.63 1.88 2.25 0.28 8.28 3.13 1.13 1.06 0.14 23.78 矿和最终砷精矿。 /t) 铜锌浮选分离为流程的关键作业,铜锌分离一直是选矿 综合比较两个方案,从选别指标看,有氰方案比无氰方 案略好,选矿成本从药剂及工艺流程综合考虑,两者基本接本试验比较了技术难题。3 种浮选方案: (1)铜锌混浮; (2) 近,从操作情况看,有氰方案容易获得高质量的精矿产品, 优先无氰浮选; (3)优先有氰浮选。 易于在生产上实现,但容易存在高毒药品管理与环保问题。  k²T 4.2 砷硫分离试验 具有工业回收价值。砷,铜锌分离尾矿中含有大量的硫、 4.1 浮选试验 但黄铁矿与白铁矿单纯用摇床不好分离。为此借鉴同类矿石 (1)浮选条件试验 选矿经验,经多次探索,拟定了较理想的硫砷分离工艺,流 确定浮选入选粒度为-0.2mm。经过磨矿试验后, 开路条 程图见图1。 件试验对四种捕收剂 PC、OSN-43、乙硫氮、Z-200 进行了尝 硫砷分离试验首先是对锌浮选尾矿进行混合浮选,得出 试,试验结果表明,PC、OSN-43、乙硫氮的选择性效果不是 砷硫分离又分两步进行。再进行砷硫分离,砷硫混合精矿后, 铜精矿含锌高达很理想,18%~20%,Z-200的效果比较理想, 第一步先对混浮精矿进行砷硫分离,浮出硫粗精矿;第二步 通过进一步探索,其捕收黄铜矿的能力也较强。选择性较好, 又将浮出的硫粗精矿再次进行分离, 浮出合格的硫精矿产品。 铜粗选硫酸锌和亚硫酸钠用量以750g/tZ-200比较适宜, 的 闭路试验产品指标如下:硫精矿含硫46.80%,含铁45.93%, 合适用量为60g/t,但铜精矿中含锌仍达8%~10%。 含砷 0.83%,硫回收率 47.59%。砷精矿有两种,第一种是砷 (2)浮选闭路试验 硫混合精矿第一次分离后得出砷精矿含砷16.94%;第二种是 在条件试验的基础上,对矿样进行了铜锌混浮、优先无 二次分离后得出的砷精矿含砷 9.22%。这两种砷精矿合并再 闭路试验结果列于表优先有氰浮选的闭路试验,氰浮选、5、 进入摇床选别后,才获得最终砷精矿产品。 6、7,三个方案的药剂成本见表8。 V ; "s Ö> ^ k²T 闭路试验结果表明,铜锌混浮可以获得含铜 1.76%、锌 产名 产率% 品位% 回收率% 称品 S As Fe S As 47.44%,铜回收率90.04%、锌回收率96.48%的混合精矿,浮 硫精矿 10.30 46.8 0.83 45.93 47.59 3.23 砷精矿2 选工艺流程简单,药剂成本低,但该混合精矿在冶炼过程中 4.82 36.73 9.22 17.47 16.80 砷精矿1 11.13 25.89 16.94 28.45 71.32 增加铜的回收,冶炼成本是否经济,还需冶炼论证。 尾矿 73.75 0.89 0.31 6.48 8.65 给矿 100 10.127 2.644 100 100 优先浮选有氰和无氰方案均获得最终合格的铜精矿及锌 精矿产品。有氰方案与无氰方案相比较;铜精矿品位高 2.52%,铜回收率高 3.87%,锌精矿品位高 1.36%,锌回收率 指标基本接近;选矿药剂成本高 1.48 元/t.矿;铜精选作业 少一次。 Vœ> ^ k²T  铜 锌 产品名称 产 率 品 位 回收率 品 位 回收率 精 矿 8.46 1.76 90.04 47.44 96.48 尾 矿 91.54 0.018 9.96 0.16 3.52 给 矿 100.00 0.17 100.00 4.16 100.00 V   ª5œÊí e> ^ k²T  铜 锌 产品名称 产 率 品 位 回收率 品 位 回收率 铜精矿 0.63 18.92 66.23 10.40 1.51 锌精矿 8.60 0.39 18.64 47.94 94.94 尾 矿 90.77 0.03 15.13 0.17 3.55 m 1 ; "s Ö> ^ k @ñm 给 矿 100.00 0.18 100.00 4.34 100.00  /» 113: V7 PT¨  #Šs ֜ʷS¥•Y  ²Ô PT 用量 产品名 品位(%) 回收率(%) 产率(%) g/t 称 Pb Zn Pb Zn (1)长坡选矿厂在硫化矿分离过程中采用加大量氰化物 精矿 7.65 8.84 5.67 53.75 6.22 100 尾矿 92.35 0.63 7.08 46.25 93.78 作为铅锌分离抑制剂取得良好效果,但氰化物是剧毒药剂, 原矿 100 1.25 6.97 100 100 不仅恶化工人的操作环境,同时还可能危害社会环境。 精矿 8.11 8.27 5.57 52.90 6.15 200 尾矿 91.89 0.65 7.50 47.10 93.85 (2)它具单宁类有机抑制剂是一种小分子有机抑制剂, 原矿 100 1.27 7.34 100 100 精矿 8.42 8.02 5.69 52.39 6.53 有多个苯环、氨基、羟基、羧基等官能团, 能够有效抑制硫 300 尾矿 91.58 0.67 7.49 47.61 93.47 原矿 100 1.29 7.34 100 100 化矿物。其中的羟基、羧基、胺基等极性较强的官能团组合 精矿 8.36 7.86 5.99 52.44 6.73 产生的螯合作用可以加强对硫化矿物的分散、抑制作用,而 尾矿 91.64 0.65 7.57 47.56 93.27 4000 原矿 100 1.25 7.44 100 100 分子更容易极化,使得分子的共轭性增强,苯环结构的存在, 使药剂中有效成分容易在具有电化学活性的矿物表面吸附, 由表7可见添加PT的实验中, 铅精矿的品位普遍比在同 从而起到抑制效果。 其中在样条件下不加有机抑制剂的试验中的铅品位要高,PT (3)采用氰化物与GZT不组合进行铅锌浮选分离试验。 用量为 100g/t 时,铅精矿的品位达 8.84%,比不加 PT 高 仅可以获得高品位 Pb 精矿,其回收率也较单纯用氰化物要 3.74%,但添加而两者铅精矿中含锌的品位变化不大,PT 后, 高,与单纯用氰化物相比其回收率提高了10.22%。 铅精矿的回收率为普遍不高, 其回收率最高的点为PT用量为 300g/t时,铅精矿的回收率为55.20%。 【参考文献】 2.7 闭路试验研究 <>fIYf7¿†YÚ € #Šs Ö]Å4ùî<+>Äý 通过对比铅锌浮选分离试验,单宁类有机抑制剂都可以 €þÐFý    不同程度的提高铅精矿品位,但对铅锌的选择性不同。其中 <>  Å • É7ó ¿ ©<  4Ê #Š € F #Šs Ö kùî<+>Á ‹ € ö   效果最好的是植物单宁类中的 GZT,添加药剂后铅精矿的品 <>³ÖÖ Ö )a ; ÖŠ† ·A #Šs ÖœÊÏ¥ù 位和回收率都能得到提高。为了验证药剂的有效性,试验采 îЋ¨<+> 2ZSr'÷    用五次闭路进行铅锌浮选分离。试验流程为一次粗选两次精 <>ftƒ ±¿ n3ۜʵ]Å4ùî¥ÉZ <+>µ 选的顺序闭路循环流程。药剂用量氰化钠 300g/t,硫酸锌 ä €8    500g/t,石灰3.5kg/t,GZT300 g/t,试验结果见表8: <>=Ò ( É7ó ÒÈ ü ® ÖÊ #Šs Öí eýùî V8 <+> €<ýñ    产品名称 产率(%) 品位(%) %) 回收率( Pb Zn Pb Zn <>§¡ 3 ±¿ ÍSµ]Å4 ;Ä €Ï]Å "Û 精矿 2.96 30.57 2.73 73.67 7.96 M €¥ùîÉZ<+> ;8ýñ    尾矿 97.04 0.33 6.96 26.33 92.04 给矿 100.0 1.23 7.34 100.0 100.0 <>çy¿  ¼ * ¡ ᣠ}‹ ˵]Å4 ;Ä €¥] ÅŸ ?<+>ÏSµ äÁ ‹Ð     ¤» 105 在高毒药品管理与环保问题。在高毒药品管理与环保问题容 易解决的情况下,建议生产采用优先有氰浮选流程;在在高  k9·S#Á Ös 毒药品管理与环保问题不容易解决的情况下,建议生产采用 试验总指标见表10。 优先无氰浮选流程。 V @ñ k9·S  (2)选铜经过 PC、OSN-43、Z-200乙硫氮、 等捕收剂的 产 铜 锌 砷 银(g/t) 产 率 试验比较,采用 Z-200 作选铜捕收剂,对铜的选择性捕收效 品 品 位 回收率 品 位 回收率 品 位 回收率 品 位 回收率 铜精 果较其它药剂相对较好,合适用量以60g/t为宜。 0.56 21.44 70.10 7.75 1.00 0.93 0.04 1640 53.73 矿 (3)首先是进行混合浮选浮选尾矿进行硫砷分离试验, 锌精 8.39 0.35 17.14 49.30 95.23 0.38 0.26 40 19.64 矿 得出砷硫混合精矿后,再进行砷硫分离。两段浮选分离得出 砷精 27.45 34.02 75.37 矿 的砷毛精矿合并再进入摇床选别后,得到最终砷精矿产品。 0.024 12.76 0.18 3.77 5 26.63 尾 63.60 4.74 24.33 矿 给 【参考文献】 100.00 0.17 100.00 4.34 100.00 12.39 100.00 17.09 100.00 矿 <>Ï 2 €8Ðý € ö"œÊù iœÊ<+> <>±ø ±„Î °œOœÊ Ø ‚Ðý<.>Ï 2ý<v  ² ‚ Ðñ  <>f 闿 œÊ04¥F† P¨<.>Ø8Áý<ñ  (1)结果以优先广西某铜锌矿三个浮选闭路试验比较,  有氰方案较好,无氰次之。从药剂及工艺流程综合考虑,有 <>ëÖ Ÿ ëy;œÊ04¥ÄÐð Ø<.>Ï 2ý<vÐ 氰与无氰选矿成本基本接近,从试验实际操作情况看,有氰 ñ  方案容易获得高质量的精矿产品,易于在生产上实现,但存 - 113 -



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