大红山铜矿矿石可选性研究报告.docx

1、大红山铜矿矿石可选性研究报告前言昆明理工大学受玉溪矿业有限公司委托，对玉溪市新平县大红山硫化铜矿矿石进行选矿试验研究，其目的是为该矿的开发利用提供技术可行、经济合理的生产工艺。大红山铜矿选矿厂处理的矿石属于云南玉溪戛洒地区以硫化铜矿为主的矿石，大红山矿区属侵蚀剥蚀山地地形，切割深，起伏大，网状沟谷发育，由于该地区矿石的主要特征是原矿以铜铁伴生矿为主，矿石成分复杂，矿石中的主要金属矿物的嵌布粒度较粗，其嵌镶关系简单，多数呈毗邻关系，少数呈包裹关系，矿石中的铜矿物以黄铜矿为主，黄铜矿的含量占到了1.90%，铜品位为1.0%；铁矿物以磁铁矿为主，还含有少量的磁黄铁矿和黄铁矿，它们的含量分别为24.4

2、8%，微量和0.14%；矿石中的脉石矿物主要以黑云母、长石、白云母、石英及绿泥石为主，铜矿物与脉石矿物充分解离需要磨至0.074mm占到85%，因此一直以来都采用浮选磁选的联合流程，将矿石中的铜精矿和铁精矿选别出来。原矿是以含铜、铁为主要矿物的大型矿床。铜矿物以黄铜矿为主，其次是斑铜矿，有微量的铜蓝和孔雀石，铁矿物以磁铁矿为主，次为菱铁矿和黄铁矿，褐铁矿微量。除主要金属元素铜、铁外，还伴生有金、银、铂、钯等稀贵金属元素。脉石矿物以黑云母、长石、白云母、石英及绿泥为主，其次是方解石、石榴石、高岭石等。铜矿物为硫化矿，嵌布粒度粗，其嵌镶关系简单，多数呈毗连关系，少数呈包裹关系，有利于磁铁矿和黄铜矿

3、解离，矿石属易选矿石。根据以上矿石矿物特点，结合国内外铜矿选矿试验研究成果及生产实践，按照委托方对选矿试验的要求，大红山铜矿的矿石经过原矿多元素分析、物相分析、化学分析、MLA（矿物解理分析）和其它分析后进行实验室小型试验研究，经过详细的试验研究和条件试验后，得到了较为合理的选矿方法。选矿试验研究与试验方法一、试验样品的采取试验样品是由玉溪矿业有限公司采样并送至昆明理工大学矿石可选性研究试验室。试验样品来自大红山铜矿细碎粉矿仓，最大粒度20mm，总重为1000kg。二、试验样品的制备由于实验室磨机给矿粒度为-2mm，所以必须对送来的样品进行破碎加工处理。试验样品按照下图破碎加工流程进行制备。取

4、其化学分析样、物相分析样送化验。破碎比S总=20/2=10，试验室采取粗、细二段破碎，从而制备得到合格粒级的产品以供下一步选矿试验采用。如左图流程所示，原矿经颚式破碎机粗碎后，堆锥混匀，测堆积角、摩擦角，堆比重后用四分法进行第一次缩分，一半作备样，另一半选用对辊式破碎机，采取控制和检查筛分细碎后，用方格法取样1Kg磨细至-200目送化验分析，剩余细碎产品全部作为选矿试验样品。三、原矿性质研究原矿是以含铜、铁为主要矿物的大型矿床。铜矿物以黄铜矿为主，其次是斑铜矿，有微量的铜蓝和孔雀石，铁矿物以磁铁矿为主，次为菱铁矿和黄铁矿，褐铁矿微量。除主要金属元素铜、铁外，还伴生有金、银、铂、钯等稀贵金属元素

5、。脉石矿物以黑云母、长石、白云母、石英及绿泥为主，其次是方解石、石榴石、高岭石等。铜矿物为硫化矿，嵌布粒度粗，矿石属易选矿石，根据矿物组成的差异可分为以下三种类型：石榴石、黑云母片岩型：以黑云母、长石、石英、石榴石为主所组成的铜、铁矿石。变质凝灰岩型：以石英、长石为主所组成的铜、铁矿石。含铜白云石、大理岩型：以碳酸盐、长石、石英为主所组成的铜、铁矿石。1.原矿多元素分析组份CuTFeSFeAgAuPtPdS含量1.627.2526.264.99(g/t)0.22(g/t)0.004(g/t)0.008(g/t)0.79组份PAsCoNa2OK2OSiO2CaOMgO含量0.120.0020.0

6、081.621.3331.923.521.36组份Al2O3PbZnNiMnTiO2含量3.260.100.020.0120.641.22.原矿铜矿物相对概量矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝合计含量(%)71.8226.861.32100.003.原矿铁物相分析矿物名称磁铁矿磁黄铁矿菱铁矿黄铁矿黄铜矿含铁黑云母赤铁矿硅酸铁合计含量(%)17.461.003.441.710.494.850.400.6830.03分布率58.13.3011.505.701.6016.201.302.30100.004.原矿物理性质项目密度(g/cm3)松散系数安息角(度)内摩擦角(度)抗压强度(MPa)硬度系数(f)数据

7、3.51.7140.5 413702010110 125.矿石的矿物组成矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝孔雀石磁铁矿黄铁矿赤铁矿褐铁矿概量(%)1.900.16微微24.480.140.24微矿物名称黑云母斜长石白云石石英绿泥石方解石其它概量(%)25.1714.1516.1511.293.021.182.036.主要矿物的产出特征(a) 黄铜矿：一般呈他形粒状，个别的呈半自形，部分呈星点状，单晶粒和集合体嵌布于硅酸盐和碳酸盐脉石之中。部分黄铜矿与斑铜矿和磁铁矿呈不规则连晶，部分黄铜矿包裹有磁铁矿和其他脉石矿物，少量的呈脉状嵌布于长石、石英之中。(b) 斑铜矿：呈他形不规则粒状，共生于磁铁矿和黄铜矿中

8、。(c) 铜蓝：呈微粒状及脉状共生于黄铜矿和斑铜矿中。(d) 孔雀石：呈脉状、细粒状，与铜蓝、石英、长石等脉石矿物共生，其脉宽0.037 0.07mm。(e) 磁铁矿：多数呈他形粒状，少数呈半自形及较细粒的星点状和浸染状，多数以单晶粒存在，少数以集合体形式存在，嵌布于长石、黑云母、白云石、石英、绿泥石等脉石之中，部分磁铁矿与黄铜矿呈不规则连晶，有些磁铁矿呈定向排列，一些粗粒磁铁矿中包裹有黄铜矿和脉石矿物，磁铁矿和黄铜矿常交错共生，有的呈细脉状。(f) 黄铁矿：呈他形粒状，以0.074 0.56mm的嵌布粒度与黄铜矿连晶。(g) 赤铁矿：呈细粒状，与硅酸盐和碳酸盐矿物共生。(h) 黑云母：多呈他

9、形，少数自形及半自形，呈片状，长条状，与石英、长石、白云石共生，脉状集合体粒度0.018 0.483mm，脉宽0.14 0.62mm。(i) 斜长石：呈他形、半自形粒状，与黑云母、石英、白云石、绿泥石共生和伴生在一起，一般粒度为0.028 0.41mm。(j) 白云石：多数呈他形粒状，少数呈半自形，大多数颗粒解理完好，共生于石英、长石及黑云母之间，其粒度为0.041 0.55mm,个别大到0.69mm。(k) 石英：呈他形粒状分散共生于黑云母、白云石、长石、石榴石之间，少量的石英呈碎屑物产出，其粒度为0.02 0.25mm。有的大到0.35mm。7.主要金属矿物的嵌布粒度矿石中主要金属矿物的嵌

10、布粒度较粗，其嵌镶关系简单，多数呈毗连关系，少数呈包裹关系，有利于磁铁矿和黄铜矿解离。主要金属矿物的嵌布粒度如下表：(单位：mm)矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝孔雀石磁铁矿黄铁矿赤铁矿嵌布粒度一般0.037 0.8250.056 0.0740.0037 0.0740.0560.037 0.560.074 0.560.018 0.074最小0.018 0.0740.0074 0.037最大1.48 2.220.56 0.928.原矿铜矿物单体解理度细度(200目含量)65%70%75%80%原矿铜矿物单体解理度94.2%97.1%97.5%97.8%化学分析和物相分析知，该铜矿中的有害杂质少，与黄铜矿

11、可浮性相似的黄铁矿、磁黄铁矿很少，浮选时容易抑制，故其对提高铜精矿的质量没有太大的影响。有用矿物的嵌布粒度较粗，且铜矿物的嵌布粒度大于铁矿物的，所以可以采取先粗磨浮选，然后磁选的方案。由于矿石组成简单，且黄铜矿的可浮性较好，所以可采用石灰、硫化钠、2#油和黄药的药剂组合来浮铜即可。四、试验方案由于大红山铜矿的矿床特征是铜铁共生，其中大部分是硫化铜矿物，铜矿物中伴生有少量的铁矿物，要将它们分离出来，需要根据矿物本身的性质采用不同的方法。根据大红山铜矿原矿的矿石性质，由于在原矿中铜、铁伴生在一起，铁矿物中还含有少量的磁黄铁矿和黄铁矿，采用先浮后磁的方案：首先把铜精矿选别出来，再从尾矿中将铁精矿选出

12、，对于没有被氧化（或氧化率较低）的硫化铜矿石，一般都采用浮选法，未经氧化或氧化率较低的铜矿石都比较好浮。磨矿时加入适量的石灰，抑制硫化铁矿物和调整pH值，进入浮选时先加调整剂石灰，调整矿浆的pH值；之后加硫化钠，硫化钠对被氧化的硫化铜矿具有硫化作用，可以使氧化铜矿物的表面生成一层硫化铜膜，而易于捕收剂作用，达到回收被氧化的硫化铜矿、提高选矿回收率的目的；再加捕收剂丁黄药和起泡剂2#油，粗选和扫选时加药，精选不加药，把铜精矿选别出来后，将尾矿拿去进行磁选，采用筒式弱磁选机进行磁选，将磁铁矿和少量的磁黄铁矿从尾矿中选别出来，这样就可以将铜精矿和铁精矿从矿石中选别出来。如下图所示：图为草拟选矿参考流

13、程。先浮选可以将矿石中的硫化铜矿选别出来，而采用先磁后浮的试验方案，如果先进行磁选，需要大量的冲洗水，而浮选的浓度要求很高，对浮选的影响很大，磁选会将矿石中含有的少量的磁黄铁矿和黄铁矿选到铁精矿中，对铁精矿的影响较大，影响铁精矿的质量，铁精矿中就会有硫精矿进入。故采用先浮后磁的试验方案。五、选矿试验研究1.筛分分析试验确定松散物料粒度组成的筛分工作称为筛分分析，简称筛析。筛分就是将颗粒大小不同的混合物料，通过单层或多层筛子分成若干个不同粒度级别的过程，筛分分析的目的是将矿石中的各个粒度筛分出来，通过筛分可以将没有利用价值的提前抛了，减少机器的负载。筛分分析一般需要根据矿块的大小不同采用不同的筛

14、分设备。大于6mm的物料的筛分用非标准筛进行筛分；而60.04mm的物料用标准筛筛分。试验方法：实验室中采用实验室标准套筛一套（1mm、0.5mm、0.25mm、0.15mm、0.074mm），天平一台，毛刷和样铲，将取好的-2mm的500g矿样放进套筛的最上层，用手摇动，半小时后将各层的筛子取出，将最下层筛套上筛底加上盖作检查筛分1分钟，若筛下产品重量小于筛上产品重量的1%，就认为筛分达到终点。取下将各级别产品称重、记录，筛分分析结果如表1所示： 表1: 筛分分析结果表粒级mm产率(%)铜品位(%)金属分布率(%)个别累计个别累计个别累计+120.1520.150.850.8517.1317

15、.13-1+0.59.5529.700.911.768.6925.82-0.5+0.2525.1654.860.692.4517.3643.18-0.25+0.154.1258.981.353.805.5648.74-0.15+0.07410.8069.781.325.1214.2663.00-0.07430.22100.001.206.3237.00100.00总计100.00绘图：根据表1中各粒级的产率、金属分布率，在坐标纸上绘制原矿粒度特性曲线。筛析试验结果分析：原矿金属分布率及产率随粒度增大而逐渐下降，然后再缓慢回升，在0.0370.15mm粒级之间原矿金属最高，因此由筛分分析试验中以

16、初步确定磨矿应当磨至0.074mm左右才能有效回收其中的有用矿物。2.磨矿细度与磨矿时间的关系磨矿在选矿中是一个重要的作业，目的是矿石在尽量粗的情况下，使目的矿物与脉石矿物充分解离，达到铜矿物的单体解离度和要求的浮选粒度，磨矿可以减少过粉碎，使产品的粒度均匀，在浮选中才能充分选取。磨矿的最佳条件主要取决于原矿的矿石性质，根据矿物嵌布粒度特性的鉴定结果，对矿石进行磨矿来确定最佳磨矿细度。试验方法：在相同矿量（500g）、相同磨矿浓度和同一磨机中，对不同磨矿时间的产品进行湿筛，筛上物分别烘干、称重、并计算小于200目级别的含量。在进行磨矿前要先将磨机空磨35分钟，磨完一次后要冲洗干净；该试验中每次

17、称取500g矿，按50%的磨矿浓度，即加入500ml水，分别按不同的磨矿时间进行磨矿，磨矿后的产品，用200目的筛子进行湿筛，每隔12分钟换一次水，直至筛到水清为止，将筛上产品进行烘干，计算出-200目产品的产率，就可以得到磨矿细度。记录的磨矿细度与磨矿时间的关系如表2所示：给矿(g)磨矿时间(分)筛上产品重(g)筛下产品重(g)筛下产品产率(%)5002.0204.0296.058.25006.036.5463.592.750010.017.4482.696.5450014.09.5490.598.1表2：试验记录、数据整理：绘图：绘制磨矿细度与磨矿时间的关系曲线： 磨矿细度与时间关系试验的

18、结果分析：通过磨矿细度与磨矿时间的关系图可知，随着磨矿时间的增加，-200目的产率也在不断增加，当达到一定的磨矿时间时，-200目的含量没有很明显的提高，当磨矿时间为12分钟时，-200目的含量已经达到了96%以上，如果再增加磨矿时间，-200目的含量也没有太大的变化，所以磨的时间太长也就没有什么意义，反而浪费电量，增加成本。六、条件试验1.合适的磨矿细度的确定磨矿的目的是使有用矿物单体解离、造成有用矿物均匀的适合于浮选的粒度。有用矿物的单体解离，是任何选别之前必须解决的问题。所以，找出最佳的磨矿细度，为接下来的试验做好准备。试验方法：试验时称取4份-2mm的矿样（500g），在实验室球磨机中

19、进行磨矿，加入500ml水，分别磨至70%、75%、80%、85%-200目，根据磨矿细度与磨矿时间的关系曲线可知，磨矿细度为70%时，磨矿时间为310”；磨矿细度为75%时，磨矿时间为340”；磨矿细度为80%时，磨矿时间需要410”；磨矿细度为85%时，磨矿时间需要450”。将磨好的矿样倒入实验室1.5L的浮选机中进行浮选，浮选时先启动浮选机，关闭充气阀门，药剂添加搅拌指定时间。按照浮选时间用刮板将浮起的泡沫刮出。将浮选出来的泡沫产品经过滤、烘干、称重、制样，槽中的尾矿用虹吸管抽出一部分去过滤、烘干、制样，其余的尾矿则直接倒入尾矿槽中，将制好的样品送去化验。并把试验所得数据记录于表3内。试

20、验方法：开路试验如下图：表3选矿试验原始记录表试验时间变动因素磨矿细度产品名称产率(%)品位(%)金属量(产率%品位%)回收率(%)310”70% -200目精矿10.78 5.55 59.83 59.84 尾矿89.22 0.45 40.15 40.16 原矿100.00 1.00 99.98 100.00 340”75% -200目精矿11.60 5.35 62.06 62.02 尾矿88.40 0.43 38.01 37.98 原矿100.00 1.00 100.07 100.00 410”80% -200目精矿10.40 6.36 66.14 65.43 尾矿89.60 0.39 34

21、.9434.57 原矿100.00 1.01 101.09100.00 450”85% -200目精矿11.68 6.05 70.66 70.18 尾矿88.32 0.34 30.03 29.82 原矿100.00 1.01 100.69 100.00 根据试验数据计算后以磨矿细度为横坐标，精矿的回收率和品位为纵坐标绘制出曲线。 磨矿细度试验的结果分析由磨矿细度与精矿回收率和精矿品位的关系曲线图可知，铜矿物随着磨矿细度的提高，铜精矿的回收率不断上升，在-200目占70%75%时回收率增长比较快，但磨矿细度超过75%以后，铜的回收率曲线相对比较平缓。而随着磨矿细度变细铜的品位先降低后升高，当磨矿

22、细度达到85%时，铜的回收率达到最高，铜的品位也在升高，这是的效果比较好，对于大红山铜矿来说，最佳的磨矿细度是85%。磨矿细度为85%时，铜的回收率和品位都较好。2.调整剂石灰用量试验调整剂使用的是石灰，石灰有很强的碱性，它除了是硫化矿常用的调整剂外还可以部分抑制毒砂和黄铁矿，以及消除起活化或者抑制作用的“难免”离子对浮选的有害影响。另外还可以使浮选泡沫变厚，增强泡沫的稳定性、凝聚矿浆中的矿泥。石灰在水中发生如下反应： CaO+H2O=Ca(OH)2 + 353103J黄铁矿表面被氧化，被氧化后与碱作用： FeS2FeSO4+2OH- = FeS2Fe(OH)2+SO42-矿物表面的氢氧化亚铁

23、薄膜可以再被空气氧化，成为氢氧化铁，在黄铁矿表面往往会有氢氧化铁和氢氧化亚铁生成，当加入捕收剂黄药时，矿浆中的OH-能够阻止黄药与黄铁矿的捕收作用，从而抑制黄铁矿。灰具有调节矿浆pH值作用，同时石灰黄铁矿最好的抑制剂。通过试验确定浮选该铜矿石的石灰最佳用量。试验方法：开路试验。流程如下：磨矿细度定为85%，改变石灰的用量，其他条件不变，石灰用量分别为0g/t、1000g/t、2000g/t、3000g/t、4000g/t。在磨矿时就在磨机里加入石灰，使石灰充分与矿石反应，抑制黄铁矿，磨矿结束后，将矿样倒入实验室1.5L的浮选机中进行浮选，浮选出来的产品进行过滤、烘干、称重和制样等，将制好的样送

24、到化验中心进行化验分析。表4：选矿试验原始记录表变动因素石灰用量g/t产品名称产品重量 (g)产率(%)品位(%)金属量回收率(%)0精矿30.306.069.8559.6960.21尾矿469.7093.940.4239.4539.79原矿500.00100.000.9999.15100.001000精矿33.106.629.2561.2461.53尾矿466.9093.380.4138.2938.47原矿500.00100.001.0099.52100.002000精矿29.805.9611.0265.6864.76尾矿470.2094.040.3835.7435.24原矿500.0010

25、0.001.01101.41100.003000精矿31.006.2010.0362.1962.37尾矿469.0093.800.4037.5237.63原矿500.00100.001.0099.71100.004000精矿30.006.0010.6663.9664.17尾矿470.0094.000.3835.7235.83原矿500.00100.001.0099.68100.00绘图：根据试验结果绘制石灰用量与品位、回收率的关系曲线：调整剂石试验的结果分析由石灰用量试验结果分析，当石灰用量为2000g/t时，精矿品位最高，尾矿品位最低，且精矿回收率最大，尾矿回收率最小，所以此时石灰的调整效果

26、最佳。，当石灰用量过少时，不能将黄铁矿抑制住；当石灰用量过多时，黄铁矿被强烈的抑制住了，导致跟黄铁矿伴生比较严重的黄铜矿也被抑制住了，从而导致铜的回收率降低。3.硫化钠用量试验硫化钠的作用是多方面的，它可以作为硫化矿的抑制剂、有色金属氧化矿的硫化剂（活化剂）、矿浆pH调整剂、硫化矿混合精矿的脱药剂等等。硫化钠对氧化铜矿的硫化作用，使氧化铜矿物表面生成一层硫化铜膜，而易于捕收剂作用，从而达到回收氧化铜矿、提高铜精矿的回收率。硫化钠对氧化铜矿的硫化作用，使氧化铜矿物表面生成一层硫化铜膜，而易与捕收剂作用，达到回收氧化铜、提高选矿回收率的目的。根据前面的条件试验可知，磨矿的最佳细度是85%，调整剂的

27、最佳用量是2000g/t，在本次试验中主要改变的条件是硫化钠的用量，试验中硫化钠的用量分别为200g/t、300g/t、400g/t、500g/t，其他试验条件不变，操作步骤同上。试验方法：开路试验，如下图：表5：选矿试验原始记录表变动因素 硫化钠用量g/t产品名称产品重量(g)产率(%)品位(%)金属量(产率%品位%)回收率(%)200精矿34.506.9011.6580.3979.69尾矿465.5093.100.2220.4820.31原矿500.00100.001.01100.87100.00300精矿32.506.5011.1572.4872.10尾矿467.5093.500.302

28、8.0527.90原矿500.00100.001.01100.53100.00400精矿29.805.9611.0265.6864.76尾矿470.2094.040.3835.7435.24原矿500.00100.001.01101.41100.00500精矿35.807.1610.8577.6977.71尾矿464.2092.840.2422.2822.29原矿500.00100.001.0099.97100.00绘图：以硫化钠用量为横坐标、精矿的回收率和品位为纵坐标绘曲线。 硫化钠用量试验的结果分析：由硫化钠用量与试验指标的关系图知，精矿品位随硫化钠用量的升高而迅速降低，而精矿回收率却是随硫化钠用量增加先降低而后迅速增加，综合考虑后可知：当硫化钠用量为200g/t时，其硫化