安徽某铜金铁多金属矿选矿试验研究.pdf

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2 0 2 0年第5期有色金属( 选矿部分) 收稿日期2 0 1 9 - 0 4 - 0 3 基金项目 安徽省自然科学基金(1 7 0 8 0 8 5MD 9 0) ; 安徽省高校自然科学基金重点项目(K J 2 0 1 7 A 5 0 0) ; 重要矿产资源节约集约利用监测与技 术推广项目(1 2 1 1 0 2 0 0 0 0 0 0 1 6 0 0 0 1) 作者简介 杜淑华(1 9 7 9-) , 女, 博士, 高级工程师, 主要从事有色金属、 黑色金属、 非金属矿的选矿及二次资源综合利用研究。E - m a i l d u s h u h u a 3 5@1 6 3 . c o m d o i1 0 . 3 9 6 9/j . i s s n . 1 6 7 1 - 9 4 9 2 . 2 0 2 0 . 0 5 . 0 0 9 安徽某铜金铁多金属矿选矿试验研究 杜淑华1, 潘邦龙2, 夏 亮1, 朱国庆1, 吴 磊1 ( 1 .安徽省地质实验研究所, 合肥2 3 0 0 0 1;2 .安徽建筑大学, 合肥2 3 0 0 6 1) 摘 要安徽某铜金铁矿含C u、A u、F e分别为2 . 0 9%、3 . 8 6g/t、2 4 . 6 0%, 通过对原矿性质进行分析, 确定采用优先浮 选铜金银-磁选铁的工艺流程。试验确定的最佳工艺条件为 磨矿细度为-7 4μm粒级占9 0%, 采用B K - 4 0 4与1 8 0 1组合作 为捕收剂, 通过闭路试验可以获得含C u2 3 . 2 3 %、A u4 0 . 8 1g/t、A g9 1 . 5 0g/t的铜金银混合精矿, 铜、 金、 银回收率分别达到了 9 5 . 7 2 %、8 9 . 4 5 %与8 7 . 7 9 %; 同时获得了F e品位6 6 . 9 0 %、F e回收率2 6 . 7 1 %的铁精矿, 实现了该矿石的充分回收与利用。 关键词浮选; 铜金铁多金属矿; 组合捕收剂 中图分类号T D 9 2 3;T D 9 5 2 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2(2 0 2 0)0 5 - 0 0 4 7 - 0 6 E x p e r i m e n t a lR e s e a r c ho nM i n e r a lP r o c e s s i n go fa C o m p l e xC u - A u - F eP o l y m e t a l l i cO r e DUS h u h u a 1, P ANB a n g l o n g 2, X I AL i a n g 1, ZHUG u o q i n g 1, WUL e i 1 ( 1 . I n s t i t u t eo fG e o l o g i c a lE x p e r i m e n t s o fA n h u iP r o v i n c e,H e f e i 2 3 0 0 0 1,C h i n a; 2 . S c h o o l o fE n v i r o n m e n ta n dE n e r g yE n g i n e e r i n g,A n h u i J i a n z h uU n i v e r s i t y,H e f e i 2 3 0 0 6 1,C h i n a) A b s t r a c tAp o l y m e t a l l i cm i n ec o n t a i n sC u2 . 0 9%、A u3 . 8 6g/t a n dF e2 4 . 6 0%r e s p e c t i v e l y i nA n h u i p r o v i n c e,b ya n a l y z i n gt h ep r o p e r t i e so f t h eo r e, at e c h n o l o g i c a lp r o c e s so f s e l e c t i v e f l o t a t i o no f c o p p e r,g o l d a n ds i l v e r,t h e ni r o n m i n e r a l sr e c o v e r e df r o m s u l f u rt a i l i n g b y m a g n e t i cs e p a r a t i o n w a sa d o p t e d .T h e o p t i m u m p r o c e s sc o n d i t i o n sa r ea sf o l l o w st h eg r i n d i n gf i n e n e s si s9 0% -7 4μm a n dt h ec o l l e c t o r c o m b i n a t i o no fB K - 4 0 4a n d1 8 0 1i su s e d . C o p p e r - g o l d - s i l v e rm i x e dc o n c e n t r a t ew i t hC u - g r a d eo f2 3 . 2 3 %,A u - g r a d eo f 4 0 . 8 1g /t,A g - g r a d eo f9 1 . 5 0g/tc a nb eo b t a i n e db yc l o s e d - c i r c u i tt e s t sa n dt h e i rr e c o v e r i e sa r e 9 5 . 7 2%,8 9 . 4 5% a n d8 7 . 7 9% r e s p e c t i v e l y .A tt h es a m et i m e,a ni r o nc o n c e n t r a t ec o n t a i n i n g6 6 . 9 0% F e w i t hr e c o v e r yo f 2 6 . 7 1% w a so b t a i n e d,r e a l i z i n gt h e f u l l r e c o v e r ya n du t i l i z a t i o no f t h eo r e . K e yw o r d sf l o t a t i o n;C u - A u - F ep o l y m e t a l l i co r e;c o m b i n e dc o l l e c t o r s 安徽某地矿石是含铜金铁的多金属矿石, 主要 有用元素为铜、 金、 铁, 含量分别为2 . 0 9 %、 3 . 8 6g /t、 2 4 . 6 0%, 伴生银8 . 6 9g/t、 硫4 . 8 8%, 达到综合利用 标准。其中铜以硫化铜为主, 次生硫化铜占有率高 达2 5 . 0 1%, 金以自然金和银金矿为主, 硫以黄铁矿 和磁黄铁矿为主, 可回收磁性铁占有率为2 8 . 4 5%。 含金银的铜铁矿常规的选矿方法是优先浮选出铜、 金、 银, 使金、 银最大程度地富集到铜精矿中, 然后用 火法冶炼的方式对金进行提炼[ 1], 浮选尾矿则采用 磁选回收铁, 为了更好地利用该矿产资源, 进行了系 统的选矿试验, 最大限度地综合回收了硫化铜矿石 中铜、 金、 银、 硫、 铁等有价元素[ 2]。 1 矿石性质 经野外地质观察和室内镜下鉴定共查明矿物5 6 种, 该矿矿石性质复杂, 各种矿物间的共生关系非常 密切[ 3]。矿石中金属矿物主要以黄铜矿、 自然铜、 黄 铁矿为主, 次为斑铜矿、 闪锌矿、 磁铁矿, 少量黝铜 矿、 赤铜矿、 白铁矿、 磁黄铁矿、 胶状黄铁矿等; 脉石 矿物主要以方解石、 中-更长石、 石英、 石榴石为主。 74 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 矿石结构为自形~半自形晶结构、 半自形~他形晶 结构、 共边结构、 包含结构、 晶隙金结构、 交代溶蚀结 构、 交代残余结构、 压碎结构、 乳滴状结构等。矿石 构造有角砾状构造、 浸染状构造、 脉状~网脉状构造、 条纹~条带状构造、 团块状构造等。原矿主要化学成 分分析结果见表1, 铜的化学物相分析结果见表2。 表1 原矿主要化学成分分析结果 T a b l e1 R e s u l t so fm a i nc h e m i c a l c o m p o s i t i o na n a l y s i so f r a wo r e /% 化学成分 C uST F em F eP bZ nA u 1) A g 1) M o 含量 2 . 0 94 . 8 82 4 . 6 07 . 0 00 . 0 0 40 . 6 93 . 8 68 . 6 90 . 0 0 0 9 化学成分 C oWO3A sS i O2A l2O3C a OM g OK2ON a2O 含量 0 . 0 0 280 . 0 2 90 . 0 0 362 2 . 2 62 . 8 31 7 . 3 01 . 2 70 . 2 10 . 0 2 4 注1) 单位为g/t, 下同 表2 铜化学物相分析结果 T a b l e2 R e s u l t so f c o p p e rc h e m i c a l p h a s ea n a l y s i s/% 相别原生硫化铜次生硫化铜结合氧化铜 自由氧化铜 总铜 含量 1 . 3 50 . 5 20 . 1 10 . 0 9 92 . 0 7 9 占有率 6 4 . 9 42 5 . 0 15 . 2 94 . 7 61 0 0 . 0 由表1结果可知, 矿石中主要有用元素为C u、 A u、F e, 伴生元素S、 A g 、Z n达到综合利用标准, 磁 性铁占有率为2 8 . 4 5%。由表2结果可知, 次生硫化 铜含量较高, 占2 5 . 0 1%, 会在一定程度上活化矿石 中的锌矿石, 导致铜锌分离困难。 将含金铜角砾岩的主要矿物自然铜和辉铜矿分 别进行了粒度测定, 发现自然铜粒度范围以0 . 0 3 8~ 0 . 6 0mm为主, 占总量的8 0 . 9 1%; 次生辉铜矿粒度 微细, 全部小于0 . 0 7 5mm。 黄铜矿 主要含铜矿物, 镜下呈铜黄色, 均质体 弱非均性, 反射率4 4~4 9( 绿) , 偶见聚合双晶。黄铜 矿多呈他形晶集合体, 集合体粒径可达1~2mm, 在 团块状矿石中与斑铜矿聚集共生并被斑铜矿穿入或 包于斑铜矿之中。在含铜矽卡岩中, 黄铜矿、 黄铁 矿、 闪锌矿相伴呈充填胶结状嵌布于钙铁榴石透辉 石间隙, 呈充填胶结结构。 斑铜矿 次要含铜矿物, 镜下呈粉红色、 紫红色, 反射率大约2 2。斑铜矿集合体粗大, 颗粒中有固溶 体分离的黄铜矿, 呈稠密浸染状嵌布于石榴石、 透辉 石颗粒间隙并对石榴石透辉石交代溶蚀。 自然铜 呈铜红色, 经风化后表面呈棕褐色, 反 射率大约6 0~6 2。形态多为水滴状、 似纺锤状、 树枝 状或不规则团块状集合体, 有的集合体达5~7mm。 黄铁矿 矿床中主要含硫矿物, 颗粒粗大, 有的 达2~3mm, 有的呈碎裂状、 沿期裂隙有黄铜矿、 斑 铜矿、 菱铁矿充填。晚期 黄 铁 矿 呈半 自形 细 粒 状 ( 0 . 1mm) 与黄铜矿相伴呈脉体穿入铅锌矿石中。 银金矿 镜下呈乳黄色、 淡黄色。呈细粒、 微粒 与斑铜矿、 黄铜矿、 石英、 菱铁矿、 方解石相伴生, 多 为晚期中-低温热液产物。在含铜磁铁矿矿石内, 晚 期含金斑铜矿、 黄铜矿细脉( 1~2mm) 中, 银金矿呈 微粒嵌布于斑铜矿中或呈细粒赋存于斑铜矿和黄铜 矿界面间隙。 磁铁矿 矿床中主要含铁矿物, 产出于矽卡岩 内, 呈团块状集合体。为自形-半自形粒状集合体, 粒径一般小于0 . 2 5mm, 经氧化作用颗粒边部常有 磁赤铁矿和针铁矿氧化物。颗粒间隙有晚期黄铜 矿、 黄铁矿充填, 并有更晚期斑铜矿、 黄铜矿细脉充 填形成含金铜磁铁矿矿石。 2 试验结果与讨论 对于含磁铁矿的硫化铜金矿石, 主要采取磁选 与浮选结合的工艺流程, 通过磁选对磁铁矿进行回 收, 对铜、 金、 硫采用浮选回收[ 4]。根据矿石性质, 试验确定采用“ 先浮后磁” 原则流程, 前期探索试 验结果表明, 铜优先浮选流程优于铜硫混合浮选 流程指标, 然后对浮选尾矿进行磁选回收铁。通 过一系列的条件试验确定了合理的药剂制度, 有 效地实现 了 矿 石 中 铜、 金、 银、 硫、 铁 等 资 源 的 高 效回收利用。 2 . 1 条件试验 2 . 1 . 1 磨矿细度试验 合适的磨矿细度既可以节约磨矿成本, 又能提 高选矿指标。试验采用C a O抑制黄铁矿,N a 2S i O3 抑制脉石、 分散矿泥,B K - 4 0 4作铜金捕收剂, 磨矿细 度试验分别选择-7 4μm占6 0%、 7 0%、8 0%、9 0% 进行, 试验流程见图1, 试验结果见表3。由表3结 果可知, 随着磨矿细度的不断提高, 铜粗精矿产率和 回收 率 逐 渐 增 加,铜 回 收 率 从9 2 . 6 8%增 加 到 9 5 . 4 0%, 金回收率从7 3 . 6 3%增加到8 8 . 1 7%, 金回 收率增加了1 4 . 5 4%, 较显著, 为了同时确保铜和金 的回收率, 选择磨矿细度为-7 4μm占9 0%。 84 万方数据 2 0 2 0年第5期杜淑华, 等 安徽某铜金铁多金属矿选矿试验研究 图1 磨矿细度试验流程 F i g . 1 F l o w s h e e to fg r i n d i n gf i n e n e s s t e s t s 表3 磨矿细度试验结果 T a b l e3 R e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s s t e s t s /% 磨矿细度 -0 . 0 7 4mm占 产品 名称 产率 品位回收率 C uA u 1) C uA u 6 0 铜粗精矿1 2 . 1 3 1 5 . 5 1 2 3 . 3 1 9 2 . 6 8 7 3 . 6 3 7 0 铜粗精矿1 2 . 3 4 1 5 . 6 8 2 6 . 6 5 94 3 8 8 4 . 9 8 8 0 铜粗精矿1 3 . 5 9 1 4 . 2 2 2 4 . 7 0 9 4 . 7 3 8 7 . 1 9 9 0 铜粗精矿1 3 . 9 2 1 4 . 0 5 2 4 . 4 5 9 5 . 4 0 8 8 . 1 7 2 . 1 . 2 石灰用量试验 石灰不仅有效抑制黄铁矿, 而且价格低廉, 但 石灰的用量对矿石中铜、 硫、 金、 银等指标有较大影 响。固定磨矿细度为-7 4μm占9 0%, 进行了石灰 用量试验, 试验流程同图1, 试验结果见表4。由表4 结果可知, 随着石灰用量增加, 铜粗精矿中C u、A u 品位和回收率逐渐上升。当石灰用量为20 0 0g/t 时, 铜精矿产率较大, S含量相对较高,C u、A u品位 和回收率相对较低。当石灰用量增加到50 0 0g/t 时, 铜精矿产率最大, 浮选泡沫发粘, 金回收率降低 到8 9 . 0 5%, 铜回收率变化不大, 说明石灰用量大 对金有一定的抑制作用。当石灰用量达到30 0 0~ 40 0 0g /t时,C u、A u品 位 和 回 收 率 均 达 到 较 优 值, 在确保C u、A u回收率的前提下,C u、A u品位 也较高, 同时为了减少石灰对设备的碱性腐蚀, 综 合考 虑, 选 择 石 灰 用 量 为30 0 0g/t进 行 后 续 试验。 表4 石灰用量试验结果 T a b l e4 R e s u l t so f l i m ed o s a g e t e s t s 石灰用量/ ( gt-1) 产品名称产率/% 品位/%回收率/% C uA u 1) SC uA uS 20 0 0 铜粗精矿 1 2 . 6 81 4 . 9 62 7 . 2 01 8 . 5 09 3 . 9 48 9 . 9 74 7 . 7 7 30 0 0 铜粗精矿 1 2 . 1 71 5 . 2 82 8 . 6 01 8 . 8 09 5 . 4 99 0 . 0 14 6 . 0 7 40 0 0 铜粗精矿 1 2 . 4 01 4 . 9 82 8 . 4 01 7 . 2 09 5 . 0 78 9 . 9 34 6 . 6 0 50 0 0 铜粗精矿 1 2 . 5 31 4 . 7 22 7 . 2 61 7 . 6 59 5 . 4 78 9 . 0 54 4 . 9 1 2 . 1 . 3 硫化钠用量试验 根据矿石性质和铜物相分析结果, 矿石中次生 硫化铜矿物含量较多, 主要有辉铜矿、 蓝铜矿、 黝铜 矿等, 次生硫化铜产生的铜离子会一定程度上活化 黄铁矿, 增加铜硫分离的难度。可以添加适量N a 2S, 消除C u 2+对黄铁矿和闪锌矿的活化, 清除闪锌矿表 面的硫化铜薄膜, 加强对闪锌矿的抑制[ 5 - 8]。固定磨 矿细度为-0 . 0 7 4mm占9 0%进行了N a 2S用量试 验, 试验流程同图1, 试验结果见表5。由表5结果 可知, 随着硫化钠用量的增加, 铜粗精矿中C u、A u 品位在逐渐上升, 但回收率变化不大。可知硫化钠 可能起到抑制硫化矿和清洗C u、A u矿物的作用, 对 提高C u、A u品位有非常好的效果, 但对抑制锌效果 不明显, 当用量增加到10 0 0g/t时锌也没有被抑制 住, 为了保证C u、A u品位, 选择硫化钠用量为6 0 0g/t 进行后续试验。 表5 N a2S用量试验结果 T a b l e5 R e s u l t so fN a2Sd o s a g e t e s t s N a2S用量 / ( gt-1) 产品 名称 产率 / % 品位/%回收率/% C uA u 1) Z nC uA uZ n 0 铜粗精矿 1 3 . 0 31 5 . 1 12 6 . 4 94 . 3 49 4 . 9 68 9 . 4 18 1 . 2 5 3 0 0 铜粗精矿 1 2 . 2 21 5 . 8 22 8 . 5 04 . 6 49 4 . 8 39 0 . 2 28 1 . 1 6 6 0 0 铜粗精矿 1 0 . 9 81 7 . 8 23 1 . 8 05 . 2 49 4 . 8 29 0 . 5 48 0 . 1 6 10 0 0 铜粗精矿 1 1 . 1 21 7 . 4 83 2 . 3 05 . 0 29 5 . 6 39 0 . 9 97 9 . 6 9 2 . 1 . 4 Z n S O4+N a2S O3用量试验 由矿石主要化学成分分析结果可知, 原矿含Z n 0 . 6 9%, 锌会随着铜富集, 而锌在铜精矿中属于杂 质, 所以在选铜时需要添加锌的抑制剂。固定磨矿 细度为-7 4 μm占9 0%进行了组合抑制剂( Z n S O4+ N a2S O3) 的用量试验, 试验流程同图1, 试验结果见 表6。从表6试验结果可知, 随着抑制剂(Z n S O 4+ N a2S O3) 用 量 的 增 加, 铜 精 矿 中 的 锌 基 本 没 有 被 抑制, 综合 考 虑 选 矿 成 本, 试 验 选 择 不 添 加 锌 抑 制剂。 94 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 表6 Z n S O4+N a2S O3用量试验结果 T a b l e6 R e s u l t so fZ n S O4+N a2S O3d o s a g e t e s t s (Z n S O4+N a 2S O3) 用量/ ( gt -1) 产品名称产率/% 品位/%回收率/% C uA u 1) Z nC uA uZ n 6 0 0+6 0 0 铜粗精矿 1 2 . 6 71 5 . 3 42 7 . 6 14 . 3 89 5 . 2 99 0 . 5 18 0 . 9 1 10 0 0+10 0 0 铜粗精矿 1 1 . 9 91 6 . 0 02 9 . 4 24 . 7 89 4 . 7 89 0 . 3 18 0 . 2 8 15 0 0+15 0 0 铜粗精矿 1 0 . 9 01 7 . 8 63 2 . 3 15 . 2 49 5 . 2 19 0 . 1 97 9 . 0 4 20 0 0+20 0 0 铜粗精矿 1 1 . 6 71 6 . 5 73 0 . 3 54 . 8 09 4 . 8 09 0 . 7 27 8 . 8 6 2 . 1 . 5 捕收剂种类试验 选择对铜、 金有较好捕收能力、 且选择性好的捕 收剂B K - 4 0 4和1 8 0 1、 丁基黄药进行捕收剂种类试验, 考查对铜、 金浮选指标的影响。试验流程同图1, 试验 结果见表7。从表7结果可以看出, 捕收剂B K - 4 0 4和 新型药剂1 8 0 1对铜、 金捕收效果较好,B K - 4 0 4具有 起泡性能, 在浮选过程中不需要添加起泡剂, 矿化较 好且泡沫稳定; 1 8 0 1药剂没有起泡性能, 需要和松醇 油搭配使用; 单独使用丁基黄药, 铜精矿产率较大, 铜、 金品位较低, 铜回收率较B K - 4 0 4和1 8 0 1低两个 百分点。使用1 8 0 1和松醇油, 产率较低, 铜、 金品位 较高, 但铜回收率略低。综合考虑, 试验选择B K - 4 0 4 和1 8 0 1组合使用( 合适配比为1∶1) 效果较好, 不需 要添加起泡剂, 且铜、 金回收率相对较高。 表7 捕收剂种类试验结果 T a b l e7 R e s u l t so f c o l l e c t o r t y p e t e s t s 捕收剂种类/ ( gt -1) 产品 名称 产率/ % 品位/%回收率/% C uA u 1) C uA u B K - 4 0 4+1 8 0 1∶3 0+3 0铜粗精矿1 1 . 3 11 6 . 8 13 1 . 8 09 4 . 2 89 0 . 8 1 B K - 4 0 4∶4 0 铜粗精矿1 1 . 6 71 6 . 4 63 0 . 5 29 4 . 3 69 0 . 1 6 丁基黄药∶6 0铜粗精矿1 1 . 7 71 6 . 0 53 0 . 4 39 2 . 6 49 0 . 2 2 1 8 0 1∶6 0, 松醇油∶1 0铜粗精矿1 1 . 1 81 7 . 3 13 1 . 6 59 3 . 9 59 0 . 2 5 2 . 1 . 6 捕收剂用量试验 固定磨矿细度为-7 4μm占9 0%, 进行了捕收 剂( B K - 4 0 4+1 8 0 1) 的用量试验, 试验流程同图1, 试 验结果见表8。由表8结果可知, 随着捕收剂用量增 加, 铜粗精矿产率增加,C u、A u品位下降, 回收率逐 渐增加。从浮选现象看, ( B K - 4 0 4+1 8 0 1) 用量(2 0+ 2 0)g/t时泡沫发脆, (3 0 + 2 0)g/t时泡沫正常, (4 0+ 2 0)g/t时泡沫略粘, (3 0+1 0)g/t时泡沫正常, 从 选矿药剂成本和铜、 金选矿指标的角度综合考虑, 选 择( B K - 4 0 4+1 8 0 1) 用量为(3 0+2 0)g/t进行后续 试验。 表8 捕收剂( B K - 4 0 4+1 8 0 1) 用量试验结果 T a b l e8 R e s u l t so f(B K - 4 0 4+1 8 0 1) d o s a g e t e s t s B K - 4 0 4+1 8 0 1 用量/ ( gt -1) 产品 名称 产率/ % 品位/%回收率/% C uA u 1) C uA u 2 0+2 0 铜粗精矿1 0 . 6 9 1 7 . 9 3 3 2 . 7 0 9 4 . 2 9 8 8 . 6 8 3 0+2 0 铜粗精矿1 2 . 9 4 1 5 . 3 5 2 7 . 8 0 9 5 . 4 0 9 0 . 9 7 4 0+2 0 铜粗精矿1 3 . 7 2 1 4 . 3 9 2 6 . 2 0 9 5 . 4 1 9 1 . 0 4 3 0+1 0 铜粗精矿1 1 . 9 4 1 6 . 5 7 3 0 . 1 0 9 4 . 9 3 9 0 . 6 7 2 . 1 . 7 磁选试验 将浮选后的尾矿进行磁选回收铁试验, 磁选流 程为一粗一精, 粗选磁场强度为1 5 9 . 2 4k A/m, 精选 磁场强度为1 3 5 . 3 5k A/m, 试验结果见表9。通过 磁选试验, 可以获得F e品位为6 6 . 9 0%,F e作业回 收率为3 8 . 6 5%的铁精矿。 表9 磁选试验结果 T a b l e9 R e s u l t so fm a g n e t i c s e p a r a t i o nt e s t s /% 产品名称作业产率 F e品位F e作业回收率 铁精矿 1 3 . 7 36 6 . 9 03 8 . 6 5 磁选尾矿 8 6 . 2 71 6 . 9 06 1 . 3 5 浮选尾矿 1 0 0 . 02 3 . 7 61 0 0 . 0 2 . 2 闭路试验 在条件试验和开路试验的基础上, 进行了全流 程闭路试验。试验流程见图2, 试验结果见表1 0。 表1 0 闭路试验结果 T a b l e1 0 R e s u l t so f c l o s e d - c i r c u i t t e s t s /% 产品名称产率 品位回收率 C uA u 1) A g 1) SF eC uA u A g SF e 铜金精矿 8 . 6 32 3 . 2 34 0 . 8 19 1 . 5 02 4 . 4 52 4 . 5 39 5 . 7 28 9 . 4 58 7 . 7 94 2 . 2 88 . 6 6 硫精矿 7 . 9 50 . 3 61 . 2 31 0 . 0 03 2 . 4 04 0 . 6 51 . 3 72 . 4 88 . 8 45 1 . 6 11 3 . 2 2 铁精矿 9 . 7 60 . 0 2 00 . 1 60 . 0 8 00 . 8 66 6 . 9 00 . 0 90 . 4 00 . 0 91 . 6 82 6 . 7 1 尾矿 7 3 . 6 60 . 0 8 00 . 4 10 . 4 00 . 3 01 7 . 0 52 . 8 27 . 6 73 . 2 84 . 4 35 1 . 4 1 原矿 1 0 0 . 02 . 0 93 . 9 38 . 9 94 . 9 82 4 . 4 31 0 0 . 01 0 0 . 01 0 0 . 01 0 0 . 01 0 0 . 0 05 万方数据 2 0 2 0年第5期杜淑华, 等 安徽某铜金铁多金属矿选矿试验研究 图2 闭路试验流程 F i g . 2 F l o w s h e e to f c l o s e d - c i r c u i t t e s t s 3 结论 1) 安徽某多金属矿主要有用元素为C u、A u、F e, 含 量分别为2 . 0 9 %、 3 . 8 6g /t、 2 4 . 6 0 %, 伴生A g8 . 6 9g/t、 S4 . 8 8%达到综合利用标准, 经镜下鉴定矿物种类 较多, 主要金属矿物有黄铜矿、 自然铜、 黄铁矿、 斑铜 矿、 闪锌矿、 磁铁矿等。 2) 针对该矿石性质, 采用铜、 金优先浮选浮选尾 矿选硫选硫尾矿进行铁磁选的选矿工艺流程, 选用 B K - 4 0 4与1 8 0 1组合作捕收剂, 可以获得含C u2 3 . 2 3 %、 A u4 0 . 8 1g /t、A g9 1 . 5 0g/t的铜金银混合精矿, C u、 A u、 A g 回收率分别为9 5 . 7 2 %、 8 9 . 4 5 %与8 7 . 7 9 %; 获 得F e品位为6 6 . 9 0%、F e回收率为2 6 . 7 1%的铁精 矿, 获得S品位3 2 . 4 0%、 S回收率为5 1 . 6 1%的硫精 矿, 实现了该矿石的充分回收与利用。 参考文献 [1] 李志辉, 刘有才, 刘洪萍, 等.某硫化铜金矿选矿试验研 究[J].矿冶工程, 2 0 1 3,3 3(1) 4 1 - 4 4. 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