云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究.pdf

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2 6 有色金属 选矿部分2 0 1 0 年第2 期 云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究 洪家薇,周强 昆明冶鲫究院,昆明6 5 0 0 3 1 摘要对云南某复杂多金属硫化矿进行了工艺矿物学研究和浮选流程工艺研究,为选矿厂建设提供了合理的流 程和工艺条件。通过试验确定合理的工艺流程和药剂条件,实现无氰浮选,在不采用K 2 c r _ 0 7 的情况下,成功地进行了 铜、铅分离。获得的试验指标铜精矿含铜2 7 .6 5 %、铅2 .6 1 %、锌6 .1 5 %、铜回收率6 8 .4 7 %,铅精矿含铅5 1 .4 5 %、铜 O .5 l %、锌3 .9 9 %、铅回收率9 2 .1 0 %。锌精矿含锌4 6 .9 4 %、铜0 .1 9 %、铅0 .4 7 %、锌回收率8 5 .7 6 %。 关键词多金属硫化矿;部分混浮流程;无氰浮选 中图分类号T D 9 5 2 .1 ;T D 9 5 2 .2文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 0 0 2 - 0 0 2 6 ...- 0 5 云南某多金属硫化矿是含有铜、铅、锌、硫等 多种金属元素的复杂多金属硫化矿。能否有效地分 离、回收各种金属元素是矿石开发建设的重要前 提,为此,对该矿石进行选矿工艺研究,以寻找分 选该矿石有效、合理的选矿流程和工艺条件。经 各种浮选流程和工艺研究,确定了分选该矿石合理 的工艺流程和药剂条件,获得了较好的选别指标, 实现了无氰浮选,在不采用K 2 C r 2 0 ,的情况下,成 表I T a b l e1 功地进行了铜、铅分离。 l原矿性质 1 .1 原矿多元素分析 原矿多元素分析结果见表l 。 1 .2 原矿铜、铅、锌物相分析 原矿铜、铅、锌物相分析结果见表2 、表3 、 表4 。 原矿多元素分析结果 M u l t i - e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fr u n - o f - m i n eo r e% 元素SF e 竺 竺竺鲤 璺 竺竺丝 竺 竺竺垒垒些垒 0 .2 62 7 .0 62 .3 34 .1 75 .0 4 0 .5O .1 2 o .0 l l0 .4 53 .1 84 .2 l 质量分数 2 1 .6 32 0 .2 3 注金、银的单位为咖 表2铜物相分析结果 T a b l e2 T h ea n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s eo f% 化学相原牛硫化铜次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜全铜 质量分数 3 .1 7 0 .0 l0 .0 6 分布率9 7 .5 3 1 .8 5 O .0 23 .2 5 0 .6 21 0 0 .O 1 .3 原矿工艺矿物学研究 原矿X 射线衍射分析结果表明,矿石中的主 收稿日期2 0 0 9 一I I 一2 6 作者简介洪家薇 1 9 5 7 一 。女,四川成都人,高级工程师。 表4锌物相分析结果 T a b l e4T h ea n a l y s i sr e s u l t so fz i n cp h a s eo f% 要矿物有黄铁矿、石英、白云石、闪锌矿、纤锌 矿、方铅矿、黄铜矿、斜长石、磁黄铁矿、赤铁 矿、白云母、绿泥石等。矿石的矿物组成及含量见 表5 。 在矿样中最大的方铅矿斑块,直径可达近l c m , 但一觳均为0 3 - - 0 .5 m m ,呈不规则状。常呈它形粒 状在黄铁矿、磁黄铁矿中充填,呈斑状、短脉状充 万方数据 2 0 1 0 年第2 期洪家薇等云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究 2 7 表5 T a b l e 样品的矿物组成及含量 5 %e i n e r a l c 。m p o s i ‘i 。n 粕dc 。眦m o f t b 。e 2选矿试验研究 s a m p l e s % 矿物名称绿泥石锐钛矿其它 分子式 I g ,I r e ,A J h s i ,A 1 加m O H T i 0 2一 质量分数2 .4 81 .0 31 .0 0 填产出,颗粒直径为0 .0 0 3 ~0 .5 m m 。方铅矿一 般产于块状构造和橱密浸染状构造岩石,和闪 锌矿、黄铜矿嵌布于黄铁矿、磁黄铁矿中。也 有少部分和黄铁矿、磁黄铁矿连生嵌布于石英 脉石中,呈脉状、网脉状产出,呈稀疏浸染状 构造。也有部分方铅矿中包裹有黄铁矿、磁黄 铁矿。 闪锌矿一般颗粒直径为0 .0 0 1 0 .5 m m ,和方铅 矿、黄铜矿共生、连生,与黄铜矿共生、连生交代 紧密,产于黄铁矿、磁黄铁矿中,呈脉状、网脉 状、节状分布。在闪锌矿附近,有时见有较多的薄 膜状白色、无色方解石,有时也可以和方铅矿斑点 共生产出。闪锌矿在块状构造的矿石中与黄铁矿互 呈不规则花斑状产出,在闪锌矿中见有方铅矿斑 块、斑点大小不一;在浸染状构造矿石或脉状矿石 中,闪锌矿常与黄铁矿细脉共生,在黄铁矿、磁黄 铁矿的边缘,呈小斑状、细脉状。在大的闪锌矿斑 块中会出现方铅矿、黄铜矿斑点,有的边部出现方 铅矿、黄铜矿细脉、短脉。 黄铜矿是矿石中主要的铜矿物,呈它形晶小 斑状聚合体,在块状矿石中与铅锌矿、黄铁矿、 磁黄铁矿间呈散粒分布,粒度变化大。在脉状矿 石中黄铜矿和石英关系密切,在石英脉中常呈斑 点状、花斑状在空洞和裂隙中产出。在钙质脉石 中,黄铜矿沿节理、劈理、片理展布。铜的硫化 矿物呈细网脉状、网脉状嵌布在黄铁矿中,铜、 锌单矿物粒度粗细不等,部分细小颗粒不足0 .O l m m 。 在黄铜矿中有闪锌矿微粒的包裹嵌布,而在闪锌 矿边沿及颗粒中也有黄铜矿交代连生或呈微粒的 包裹嵌布。它们的粒度分布不均,但一般均在 0 .0 0 3 0 .0 2 m m 。 2 .1 浮选流程试验研究 混合浮选流程原矿磨到7 5 %一7 4 1 山m 后,粗、 扫选均加入C u S 0 4 、丁基黄药、7 3 0 A ,采用一次粗 选、三次精选、一次扫选流程浮选出铜铅锌混合精 矿及中矿 精选为空白精选 ,丢弃尾矿。混合精 矿磨至9 0 %一7 4 1 比m ,用活性炭和N a 脱药,加入 N a 2 s O , Z n S O , 抑制锌矿物,乙基黄药作捕收剂, 7 3 0 A 作起泡剂,用一次粗选、一次扫选流程进行 铜、铅矿物和锌矿物的分离,精矿和中矿为铜铅混 合精矿,尾矿为锌精矿;铜铅混合精矿用活性炭 脱药后,用K c r 2 0 ,作抑制剂,7 3 0 A 作起泡剂,抑 铅浮铜进行铜铅分离得到铜精矿和铅精矿。混合浮 选流程开路试验获得的试验指标见表6 。 表6浮选流程探索试验指标 T a b l e6 E x p e r i m e n t a li n d e xo ff l o t a t i o nf l o w s h e e t % 铜精矿 O .6 9 2 7 .4 83 .8 55 .0 24 3 .0 9 0 .8 00 .8 3 姊竹 铅精矿4 .7 90 .5 3 镐.9 55 .6 25 .7 87 0 .8 36 .4 6 混合铜铅混浮中矿合计2 .8 70 .7 97 .3 91 3 .8 25 .1 56 .4 1 9 .5 1 浮选锌精矿5 .7 62 .1 7 6 .6 94 8 .6 1 2 8 .4 1 1 1 .6 46 7 .1 4 流程 浮锌中矿合计9 .7 80 .3 31 .9 83 .8 97 .3 45 .8 59 .1 2 尾矿7 6 .1 l0 .0 60 .1 90 .3 81 0 .2 34 .4 76 .9 4 给矿l O O .oO .4 43 .3 l 4 .1 7l O D I o1 0 0 .01 0 0 .0 铜精矿o .7 52 4 .9 43 .6 56 .7 84 2 .5 10 .8 l1 .2 0 铅精矿 5 .7 10 A 24 2 .8 66 .3 25 .4 57 1 .9 88 .5 5 , mn - - r锌精矿l2 .6 20 .5 83 .0 44 7 .4 03 .4 5 2 .3 42 9 .4 3 。。铜铅锌混浮中矿合计3 .3 40 .5 47 .7 58 .7 64 .0 97 .6 16 .9 3 “⋯ 锌精矿23 .5 52 .7 47 .2 44 5 .5 22 2 .1 l7 .5 6 3 8 .2 9 4 浮锌中矿合计1 0 .5 l0 .4 61 .4 62 .9 91 0 .9 94 .5 17 .4 5 尾矿7 3 .5 2O 肿O .2 4O .4 71 1 .4 05 .1 98 .1 5 给矿1 0 0 .00 .4 43 .4 04 .2 2l o o .0 1 0 0 .0 1 0 0 .0 部分混合浮选流程原矿磨到8 0 %- 7 4 斗m ,粗 选加入N a 2 s 0 32 0 0 0 9 /t 、Z n S 0 44 0 0 0 9 /t 抑制锌矿 物,加入乙基黄药7 0 9 /t 作捕收剂,7 3 0 A2 4 .g /t 作 起泡剂,扫选加入N a 釜S 0 3 7 5 0 9 /t 、Z n S 0 41 5 0 0 9 /t 抑 制锌矿物,加入乙基黄药3 0 鼽作捕收剂,采用一 次粗选、一次精选、一次扫选流程 精选为空白精 选 进行铜铅混合浮选得到铜铅混合精矿。铜铅混 万方数据 2 8 有色金属 选矿部分2 0 1 0 年第2 期 合精矿用活性炭脱药后,加入K 2 C r 2 0 ,3 0 0 s /t 抑制 铅矿物,再加入7 3 0 A1 2 .g /t 作起泡剂,进行铜铅 分离,得到铜精矿和铅精矿。铜铅混合浮选尾矿 采用一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到 锌精矿,锌粗选C u S O 。用量为3 0 0 9 /t ,丁基黄药用 量为7 0 s /t ,7 3 0 A 用量1 2 趴,两段精选分别加入 C a 0 7 0 0 9 /t 和6 0 0 9 /t ,扫选C u S 0 4 用量为1 0 0 9 /t ,丁 基黄药用量为2 0 9 /t 。部分混合浮选流程开路试验 指标见表6 。 等可浮流程原矿磨到8 0 %一7 4 p , m 后,采用 一次粗选、一次精选、一次扫选流程 粗选加入乙基 黄药8 0 2 0 9 /t ,7 3 0 A2 4 9 /t ,扫选加入乙基黄药3 0 趴, 将可浮性相同的硫化铜矿、硫化铅矿、硫化锌矿全 部浮起得到铜铅锌混合精矿,尾矿加入C u S O 。活化 可浮性较差的锌矿物,用丁基黄药作捕收剂,采用 一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到部分 锌精矿。铜铅锌混合精矿用N a 2 s 及活性炭脱药后, 加入N a , S 0 3 Z n S 0 4 抑制硫化锌矿物,用乙基黄药 作捕收剂,采用一次粗选、一次精选流程分选得到 铜铅精矿和另一部分锌精矿,铜铅精矿用活性炭脱 药后,加入K 2 C r 2 0 ,抑制铅矿物,进行铜铅分离得 到铜精矿和铅精矿。等可浮流程开路试验指标见 表6 。 从浮选流程探索试验结果分析,混合浮选流程 可在粗磨 7 0 %一7 4 1 x m 的情况下丢弃尾矿,减少 细磨的给矿量,降低磨矿费用,同时在粗磨后经简 短的流程分选就可丢弃尾矿,大大减少进入后续作 业的矿浆量,可大量减少浮选机数量,降低生产成 本,但矿石中的所有目的矿物在混合浮选时都经活 化剂和捕收剂作用,在分离浮选时使硫化锌矿物难 以抑制而进入铜铅精矿,降低了锌回收率。部分混 合浮选流程根据目的矿物可浮性的差异,把可浮性 较差的硫化锌矿物抑制到下一步的浮选作业,将可 浮性较好且相似的硫化铜、硫化铅矿物首先浮起得 到铜铅混合精矿后再分离,该流程顺应了矿物可浮 性的差异,避开了全浮选流程中混合精矿分离时被 活化的硫化锌矿物难以抑制而进入铜铅精矿,造成 锌在铜铅精矿中的损失,难得到较好的选别指标, 浮选流程相对简单。等可浮流程也是根据矿物可浮 性的差异进行分离,但该流程较长,浮选操作难度 大,生产成本相对较高。根据试验结果及上述流程 分析,确定选用部分混合浮选流程。 2 .2 部分混合浮选流程试验及结果 2 .2 .1 开路探索试验 原矿中铜矿物在磨矿过程产生的铜离子引起闪 锌矿的活化,使闪锌矿可浮性变好而难以抑制,在 浮选过程中进入铜铅精矿中,降低铜铅精矿品位, 也增加锌在铜铅精矿中的损失。探索试验的主要目 的是寻找能较好地抑制闪锌矿的抑制剂和选择性好 的捕收剂,以降低锌在铜铅混合精矿中的损失。 通常,浮选铜、铅、锌多金属矿,为了抑制锌 矿物需加入氰化物。本试验采用多种调整剂和抑制 剂探索试验确定,用石灰抑制黄铁矿和磁黄铁矿, 用硫化钠作调整剂消除铜离子对闪锌矿的活化,用 亚硫酸 硫酸锌作闪锌矿的抑制剂,能较好地抑制 闪锌矿,实现无氰浮选。试验中发现上述几种药剂 全部加入到磨矿机中,可使铜铅精矿中的锌品位进 一步降低,锌在铜铅精矿中的损失减少,铜铅精矿 品位得到提高。铜铅混选所用捕收剂经乙基黄药、 异丙基黄药、异丁基黄药、2 5 号黑药、丁基铵黑 药、乙硫氮、Y R 一2 试验比较,采用混合捕收剂 Y R 一2 得到的铜铅精矿品位高。铜、铅回收率高, 而锌品位较低,锌损失较小。确定采用Y R 一2 作铜 铅混选的捕收剂。铜、铅分离经探索研究,铜铅混 合精矿用活性炭脱药后,即使不加铅抑制剂 K C r 2 0 ,,也能很好地实现分离,得到高品位的铜精 矿,铅在铜精矿中的损失 1 %。 2 .2 .2 开路条件试验 开路条件试验是为了揭示各浮选条件对分选指 标的影响。开路条件试验流程铜铅混选一次粗 选、一次扫选、j 次精选,铜、铅分离浮选一次粗 选、一次精选,锌浮选一次粗选、一次扫选、两次 精选。磨矿细度试验结果表明,因原矿中的目的矿 物共生关系密切,且粒度呈粗细不均嵌布,磨矿细 度达到9 0 %一7 4 1 x m 后目的矿物才能较好的解离, 各精矿的品位和回收率较高,精矿杂质含量较低, 尾矿中的金属损失较小。铜铅混选粗选作业加入的 C a O 不宜太多,p H 值控制在9 左右即可,否则, p H 值过高使锌矿物可浮性变好,使锌在铜铅精矿 中的损失增加;N a 书用量3 0 0 9 /t 较为合适,过大或 过小都会使铜品位和回收率降低;抑制剂N a 2 s 0 3 Z n S O 。的用量2 0 0 0 4 0 0 0 9 /t 较为合适,太少不能使 锌得到较好的抑制,过大造成不必要的浪费;混合 捕收剂Y R 一2 控制在3 0 趴即可,过大会使锌的损 失增加。铜铅混选扫选作业只需加入1 0 0 0 2 0 0 0s /t 的N a S 0 3 Z n S 0 4 和2 0 9 /t 的Y R 一2 。为了在下一步 的铜铅混合精矿分离浮选作业中较彻底地脱除吸附 在铅矿物表面的捕收剂,达到铜铅分离的目的,铜 万方数据 2 0 1 0 年第2 期 洪家薇等云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究2 9 铅粗精矿精选不添加药剂,进行空白精选,以减少 药剂在矿物表面的吸附,矿浆液面不稳定时,添加 适量起泡剂。铜铅分离作业流程为一次粗选、一次 精选,精矿即为铜精矿,中矿和尾矿是铅精矿,开 路探索试验中发现,只要铜铅混合精矿能很好地脱 药,即使不加铅矿物的抑制剂K 2 C r 2 0 h 铅矿物也能 得到很好地抑制,铜铅混合精矿脱药加入的活性炭 用量以5 5 0 7 0 9 /t 粗选 精选 为好,用量不足铅 不能得到很好地抑制,过量又会造成铜在铅精矿中 的损失增加。锌浮选采用一次粗选、一次扫选、两 次精选流程,粗选加入适量C a O 把矿浆p H 控制在 9 ~1 0 ,锌的活化剂C u S O 。用量以3 0 0 l O O g /t 粗 选 扫选 为宜,太少锌矿物活化不好,精矿品位 及回收率都低,过多造成浪费;捕收剂 丁基黄 药 用量控制在6 0 l O g /t 粗选 扫选 ,太少锌回 收率低,过多造成锌精矿品位降低;锌精选只需加 入C a O 两段作业都加t 0 0 0 9 ] t 抑制黄铁矿就可得 到合格的锌精矿。 2 .3 闭路试验 根据开路试验结果确定的流程和浮选条件按图 1 所示流程和条件进行闭路试验,试验结果见表7 。 3 问题及讨论 从闭路试验结果看,尾矿中损失的铜金属达到 2 1 .4 6 %,除浮选不能回收的、占原矿约1 0 %的结 合氧化铜外,仍有超过1 0 %的硫化铜损失在尾矿 中,从原矿中铜的嵌布特性看,部分铜呈细网脉、 网脉状嵌布在黄铁矿中,在磨矿细度9 0 %一7 4 1 儿m 的条件下,这部分铜是难以和黄铁矿解离的,随着 黄铁矿被抑制进入尾矿,造成铜在尾矿中的损失较 图l 闭路试验流程及浮选条件 F i g .1 T h ef l o w s h e e ta n df l o t a t i o nc o n d i t i o n so fc l o s e d - c i r c u i tt e s t 万方数据 3 0 有色金属 选矿部分2 0 1 0 年第2 期 高。原矿中部分黄铜矿包裹有闪锌矿,导致铜精矿 含锌较高,但因铜精矿产率较低,因此锌在铜精矿 中的损失不大。铜铅混合粗精矿经三次精选后进行 铜、铅分离,铅精矿中含铜仅为0 .5 1 %,但铅品位 仍然较低,只能达到5 1 .4 5 %,原因是方铅矿中包 裹有黄铁矿。 4 结语 原矿为含有铜、铅、锌、硫的复杂多金属矿。 铜、铅、锌矿物以硫化矿为主。铜、铅、锌矿物均 呈粗细不均匀粒度与脉石相嵌、与黄铁矿相嵌或在 黄铁矿中充填,或相互交代共生,或呈微粒包裹嵌 布,原矿的嵌布特性给浮选带来一定的困难。经不 同的浮选流程试验研究,确定采用分选指标较好的 部分混合浮选流程分选该矿石。把调整剂和抑制剂 C a O 、N a 2 s 、N a 2 s 0 3 、Z n S 0 2 全部加入到磨矿机 中,能使锌得到较好的抑制,大大地减少锌在铜、 铅精矿中的损失,实现无氰浮选。同时采用选择性 好的混合捕收剂Y R 一2 即能使铜、铅得到有效地回 收,又能减少锌的损失。铜、铅分离只需将铜铅混 合精矿用活性炭脱药。就能很好地进行分离浮选, 不需要使用K C r 2 0 ,抑制铅矿物。原矿按图1 所示 流程和条件进行了闭路浮选试验,获得了较好的试 验指标。 参考文献 [ 1 ] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[ M ] .北京冶金工业出版 社.1 9 8 7 . [ 2 ] 宛鹤,谢建宏,王冠甫,等.安徽某复杂多金属铜铅锌 矿石综合回收试验研究[ J ] .金属矿山,2 0 0 8 , 3 9 5 9 8 . [ 3 ] 王云,张丽军.复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 [ J ] .有色金属选矿部分,2 0 c r 7 , 6 1 - - 6 . [ 4 ] 艾光华,任祥君,魏宗武.某难选铅锌硫化矿浮选工艺试 验研究[ J ] .矿业研究与开发,2 0 0 6 , 2 5 4 5 6 . [ 5 ] 肖云.厂坝铅锌矿浮选新药剂制度研究[ J ] .金属矿山, 2 0 0 9 。 4 4 8 5 0 . [ 6 ] 华金仓,李崇德,魏明安.某难选复杂多金属矿的浮选研 究[ J ] .有色金属选矿部分.2 0 0 5 , 6 l 一5 . S ’n D I YO ND l t E S S I N GP R O C E S SO FC O M P L I C A T E DM U L T I M 匝T A LS U L F ⅢEO R E I NY U N N A NP R O ⅥN C E H O N GJ i a w e i ,Z t t O UQ 缸叼 K u n m i n gM e t a l l u r g yR e s e a r c hI n s t i t u t e ,K u n m i n g6 5 0 0 3 1 ,C h i n a A B S T R A C T M i n e r a l o g yp r o c e s sa n d f l o t a t i o np r o c e s sf l o w o fc o m p l i c a t e dm u l t i - m e t a ls u l f i d eo r ei ss t u d i e di n Y u n n a np r o v i n c e 。w h i c hc a l lp r o v i d er e a s o n a b l ep r o c e s sf l o wa n dc o n d i t i o n sf o rc o n c e n t r a t i n gm i l l ’sb u i l d i n g . T h r o u g ht e s t i n g ,r e a s o n a b l ep r o c e s sf l o wa n dp h a r m a c e u t i c a l c o n d i t i o n sa r ed e t e r m i n e d ,a n da c h i e v et h e c y a n i d e - f r e ef l o t a t i o n .W i t h o u tu s i n gK 2 C r 2 0 7 ,t h ec o p p e r a n dl e a di nt h e O r ea r e s e p a r a t e ds u c c e s s f u l l y . E x p e r i m e n t a li n d e xi s 鹪f o l l o w C ui s2 7 .6 5 %,P bi s2 .6 1 %a n dZ ni s 6 .1 5 %i nc o p p e rc o n c e n t r a t e ,t h e c o p p e rr e c o v e r yi s6 8 .4 7 %;a n dc o r r e s p o n d st oi t ,P bi s5 1 A 5 %,C ui s0 5 1 %a n dZ ni s3 9 9 %i nl e a dc o n c e n t r a t e , l c a dr e c o v e r yi s9 2 .1 0 %;∞o n ,Z ni S4 6 .9 4 %,C ui s0 .1 9 %a n dP bi S0 .4 7 %i nz i n cc o n c e n t r a t e ,z i n cr e c o v e r y i s8 5 .7 6 %. K e yw o r d s c o m p l i c a t e dm u l t i - - m e t a ls u l f i d eo r e ;p a r to ff l o t a t i o nf l o w ;c y a n i d e - f r e ef l o t a t i o n 万方数据
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