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伊朗某氧化銅硫鐵礦可選性試驗

伊朗某氧化銅硫鐵礦屬矽卡巖邊緣過渡帶氧化礦床,礦物種類繁多,主要金屬氧化礦物為磁鐵礦、赤鐵礦、孔雀石、硅孔雀石、水膽礬;硫化礦物為黃鐵礦、磁黃鐵礦、斑銅礦;次要礦物為銀金礦、方鉛礦、閃鋅礦、輝銻礦、鈦鐵礦、軟錳礦、藍銅礦、輝銅礦、褐鐵礦等;脈石礦物為石英、方解石、鋁土礦、綠泥石、磷灰石、透閃石等。該礦可回收元素以磁鐵礦為主,次之為銅,伴生回收元素為金、銀。

受客戶委托,我公司對該礦展開可選性試驗研究,目的是通過選礦試驗選擇合理的工藝流程,在確保精礦品位條件下,最大程度地提高各產品回收率,降低尾礦中金屬量的損失,使選礦試驗技術指標盡快轉化為現場實際生產。

試驗礦樣重約100公斤,取自生產現場,具有代表性。經破碎、混均、磨礦、分樣后化驗,原礦含銅品位為1.71%,全鐵品位為45.01%,磁鐵品位為32.02%,含硫為7.84%,含金為0.72g/t,銀為8.1 g/t。

由原礦礦石性質確定,該礦選礦工藝流程為浮選——磁選流程,即先浮選出銅、硫等礦物,浮選尾礦再磁選鐵礦物。試驗中對磨礦細度、磁場強度、礦漿PH值、礦漿濃度、捕收劑、抑制劑、活化劑、調整劑等種類及用量,精選、掃選次數等做了大量詳細地考察,最終取得銅精礦含銅品位17.62%,含金34.37g/t,銅在精礦、中礦、掃選中總回收率為78.95%,硫精礦品位為45.68%,回收率為69.01%,鐵精礦含全鐵品位為68.37%,鐵回收率為63.52%,較為理想的試驗結果,具體技術指標見表一:

表一:最終試驗結果

試驗名稱

產率%

品位%

回收率%

Cu

S

TFe

Cu

S

TFe

銅精礦

3.49

17.62

40.42

\

36.26

17.98

\

銅中礦三

1.83

6.23

\

\

6.43

\

\

銅中礦二

2.46

3.92

\

\

5.85

\

\

銅中礦一

2.78

1.74

\

\

2.92

\

\

銅硫混合掃選一

6.18

3.24

\

\

11.71

\

\

銅硫混合掃選二

3.74

2.91

\

\

6.43

\

\

銅硫混合掃選三

2.03

2.46

\

\

2.92

\

\

分離掃選一

1.98

4.28

\

\

4.68

\

\

分離掃選二

1.06

3.23

\

\

1.75

\

\

硫精礦

11.84

0.55

45.68

\

4.09

69.01

\

鐵精礦

41.82

0.26

0.14

68.37

6.43

0.76

63.52

尾礦

20.79

0.84

\

\

10.53

\

\

原礦

100.00

1.71

7.84

45.01

100.00

100.00

100.00

二、試驗礦樣加工制備

    原礦無大塊礦石,篩分后經實驗室XPE60*100顎式破碎機,XPZ200*75對輥破碎機,XPF175圓盤粉碎機加工成-1.5mm粒度試樣產品,加工制備流程見圖一:

圖一:試驗礦樣加工制備流程圖

鈦鐵礦選礦|鈦鐵礦磁選機|鈦鐵礦選礦設備|鈦鐵礦干選設備

三、礦石物質組成

1原礦主要元素分析

元素

Au(g/t)

Ag(g/t)

Cu

S

Zn

TFe

MFe

Mn

含量%

0.72

8.1

1.71

7.84

0.042

45.01

32.02

0.58

元素

P

As

SiO2

Al2O3

CaO

Ti

MgO


含量%

0.12

0.0001

22.54

10.73

4.72

0.096

8.66


    其他元素分析見附表

2原礦礦物組成

由原礦主要元素分析得知,礦石中主要金屬氧化物為磁鐵礦、赤鐵礦、孔雀石、硅孔雀石;次要礦物為銀金礦、方鉛礦、輝銻礦、鈦鐵礦、軟錳礦、藍銅礦、輝銅礦、褐鐵礦等;脈石礦物為石英、鋁土礦、方解石、綠泥石、磷灰石、透閃石等。

原礦中CaO+MgO/SiO2+Al2O3比值為0.40,小于0.50為酸性礦石。原礦全鐵TFe含量較高為45.01%,為主要回收礦物,其中磁鐵MFe含量為32.02%,其余為硫化礦物中所含鐵,銅含量為1.71%,為次要回收礦物,金品位為0.72g/t,銀為8.1g/t,選礦時可富集在銅精礦中回收,有害元素磷含量略低,砷的含量為微量,硫含量稍高為7.84%,是影響鐵精礦品位的主要元素。

原礦中銅含量為中等,主要為黃銅礦、孔雀石、硅孔雀石、藍銅礦、水膽礬、斑銅礦等,其中黃銅礦可浮性較好,孔雀石、藍銅礦可用硫化法選礦,斑銅礦易過粉碎而損失于尾礦;硅孔雀石可浮性很差,膽礬和水膽礬易溶于水而損失在尾礦中。銅礦物氧化程度較深,硫化銅與氧化銅共生給選礦試驗帶來一定的難度,而硅孔雀石、膽礬等極難選氧化銅礦物則是影響銅總回收率的主要因素。

四、選礦試驗

1礦石可磨度試驗

粒度-1.5mm粒級試驗礦樣,經實驗室XMQ240*90mm錐型球磨機,在磨礦礦漿濃度65%條件下對試驗礦樣進行磨礦,找出磨礦細度與磨礦時間之間的曲線關系,試驗礦樣磨礦細度與磨礦時間對應表及磨礦曲線分別見表二、圖二:

表二:磨礦細度與磨礦時間對應表:

磨礦時間(分)

3

7

12

15

19.3

-0.074mm含量(%

51.30

73.24

90.18

97.82

100.00

圖二:磨礦細度曲線

鈦鐵礦選礦|鈦鐵礦磁選機|鈦鐵礦選礦設備|鈦鐵礦干選設備 

2粒度篩分分析

試驗礦樣磨至-200目占60%左右,用實驗室200目、400目標準篩對200目篩上粗粒。200目至400目之間中細粒,400目篩下微細粒進行篩分分析,重點考察銅礦物和鐵礦物在各粒度間的分布情況,分析結果見表三:

 

表三:粒度篩分分析結果

粒度

產率 %

銅品位%

鐵品位%

銅分布率 %

鐵分布率 %

+200目(+0.074mm

40.82

1.13

46.36

26.90

42.04

200-400目(0.038-0.074mm

34.15

2.14

49.16

42.69

37.30

-400(-0.038mm)

25.03

2.08

37.17

30.41

20.66

原礦

100.00

1.71

45.01

100.00

100.00

篩分分析結果顯示,小于0.038mm粗中粒級產品中銅的分布率為69.59%,小于0.038mm粒級的微細粒產品中銅的分布率為30.41%,這部分銅因嵌布粒度太細或過磨產生泥化而難以回收;鐵在粗中細粒級分布率為79.34%,在微細粒中為20.66%,微細粒中的包裹鐵也會因磨礦細度不夠未得到單體分離而損失于尾礦中。

3選礦工藝流程的確定

選礦處理銅硫鐵礦石,常采用浮選——磁選來進行分離,主要先浮選銅硫礦物,再磁選鐵礦物;若先磁選鐵后浮選銅硫的工藝流程,雖然首先將大部分鐵礦物磁選出來,可大大減少選銅硫的設備和藥劑用量,但銅硫損失在鐵精礦中較大,并且影響了鐵精礦的質量,尤其是當礦石中含有磁性的磁黃鐵礦時,磁選過程中更易進入鐵精礦,造成精礦含硫超標,且因磁黃鐵礦與磁鐵礦易發生磁團聚,即使將精礦進行脫硫處理,也難以保證鐵精礦品位達到合格。

圍繞先磁后浮或先浮后磁工藝流程,在細度-200目占60%,35%礦漿濃度,丁基黃藥80g/t為銅硫捕收劑,2#油位起泡劑,磁選鐵時磁場強度為1500 GS試驗條件下,流程均為一次粗選,做了一組先磁后浮和先浮后磁對比試驗,考察不同工藝流程對主元素中硫含量的影響,試驗結果見表四:

表四:選礦流程對比試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

硫品位%

硫分布率%

先浮后磁

銅硫粗精

20.83

34.90

92.73

鐵精礦

45.46

0.59

3.44

尾礦

33.71

0.89

3.83

原礦

100.00

7.84

100.00

先磁后浮

銅硫粗精

47.02

1.08

6.51

鐵精礦

19.16

37.06

90.56

尾礦

33.82

0.67

2.93

原礦

100.00

7.84

100.00

    先浮后磁試驗中,鐵精礦中含硫為0.59%,而先磁后浮中鐵精礦含硫為1.08%,說明先磁選鐵時,礦樣中的黃鐵礦、磁黃鐵礦被磁選或夾帶在鐵精礦中。因此“先磁后浮”流程不適合于該礦特性,故確定先浮選銅硫礦物再磁選鐵礦物為本次試驗工藝流程。

4磁選試驗

4.1磁選磨礦細度試驗

磨礦細度是選礦試驗中最重要的一項技術指標,適宜的磨礦細度能使有用的礦物與其他礦物間達到單體分離,并減少對礦物的欠磨或過磨現象的發生,使有用礦物較易選出。

固定磁場強度為1500 GS,在磨礦細度分別為-200目占60%、71%、82%條件下進行磁選試驗,考察不同細度對鐵精礦品位及回收率的影響,試驗流程為一次粗選一次精選,試驗結果見表五: 

表五:磁選磨礦細度試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

TFe品位%

TFe回收率%

-200目占60%

鐵精礦

45.08

63.17

63.27

尾礦

54.92

30.09

36.73

原礦

100.00

45.01

100.00

-200目占71%

鐵精礦

42.21

68.17

63.92

尾礦

57.79

28.10

36.08

原礦

100.00

45.01

100.00

-200目占82%

鐵精礦

40.76

68.56

62.08

尾礦

59.24

28.82

37.92

原礦

100.00

45.01

100.00

    細度試驗發現,鐵精礦品位隨磨礦細度增加而提高,回收率則隨細度的增加而降低,其中-200目占71%時鐵精礦的品位和回收率為適宜,此細度條件下,同樣也接近于銅磨礦細度,因此確定-200目70%左右為適宜的磁選鐵磨礦細度。

4.2 磁場強度試驗

確定磨礦細度-200目占70%左右,分別在磁場強度為1000 GS、1500 GS、2000 GS試驗條件下,經一粗一精流程,考察不同磁場強度對鐵精礦品位及回收率的影響,試驗結果加表六:

表六:磁場強度試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

TFe品位%

TFe回收率%

1000 GS磁選

鐵精礦

40.88

68.84

62.51

尾礦

59.12

28.55

37.49

原礦

100.00

45.02

100.00

1500 GS磁選

鐵精礦

42.21

68.17

63.92

尾礦

57.79

28.10

36.08

原礦

100.00

45.01

100.00

2000 GS磁選

鐵精礦

43.76

65.03

63.23

尾礦

56.24

28.50

36.77

原礦

100.00

45.01

100.00

    在細度-200目占70%左右,磁場強度為1000 GS、1500 GS、2000 GS磁選鐵精礦全鐵品位分別為68.84%、68.17%和65.03%;回收率分別為62.51%、63.92%、63.23%。精礦品位均達到一級品以上,回收率也相差不大,說明原礦中磁鐵礦為易選礦。綜合考慮,確定-200目占70%左右,磁場強度1500 GS流程為一次粗選一次精選為本礦鐵磁選的試驗條件。

5浮選試驗

5.1銅、硫浮選試驗流程的確定

原礦屬矽卡巖邊緣過渡帶氧化礦床,氧化礦種類多,其主要有用氧化礦物為:磁鐵礦、藍銅礦、孔雀石;硅孔雀石、膽礬和水膽礬等氧化銅礦物可浮性差,為極難選礦物,常常損失在尾礦中,是影響銅回收率主要因素;主要硫化礦物有:黃鐵礦、黃銅礦、磁黃鐵礦等。根據原礦硫化銅與氧化銅共存,且含硫稍高特點,采用硫化銅與氧化銅共選,銅、硫混合浮選后再分離的工藝為銅硫浮選工藝流程。

5.2浮選磨礦細度試驗

磁選鐵試驗確定-200目為71%時鐵精礦品位和回收率指標最佳,為了使主元素銅的技術指標達到最佳,也需考察選銅磨礦細度。欠磨會造成礦物間未單體分離,過磨使銅礦物損失于尾礦。試驗中同樣采用-200目占60%、71%和82%條件,石灰調PH值為7.5,35%礦漿濃度,丁基黃藥為銅硫礦物捕收劑,2#油作起泡劑,選用一次粗選,二次掃選工藝流程將銅硫混合浮選,考察不同細度對銅回收率的影響,試驗結果見表七:

表七:細度試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

-200目占60%

丁基黃藥140g/t

銅硫粗精

23.64

3.94

54.07

尾礦

76.36

1.03

45.93

原礦

100.00

1.72

100.00

-200目占71%

丁基黃藥140g/t

銅硫粗精

25.12

3.83

56.14

尾礦

74.88

1.01

43.86

原礦

100.00

1.71

100.00

-200目占82%

丁基黃藥140g/t

銅硫粗精

26.75

3.33

52.05

尾礦

73.25

1.12

47.95

原礦

100.00

1.71

100.00

    銅硫浮選磨礦細度中表明,-200目占71%時銅硫粗精中銅硫回收率為56.14%為最佳,再細磨則導致部分銅礦物過粉碎而難以捕收,致尾礦銅品位由1.01%增至1.12%,因此確定銅硫混合粗選磨礦細度為-200目70%左右為宜。

5.3捕收劑試驗

采用單一丁基黃藥時,浮選尾礦含銅1.01%,選擇丁基黃藥+丁銨黑藥、異戊基黃藥+丁銨黑藥、丁基黃藥+乙硫氮等藥劑組合,其他條件不變,考察對銅回收率的影響,對比試驗結果見表八:

表八:捕收劑對比試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

丁基黃藥+丁銨黑藥

140+70g/t

銅硫粗精

28.13

3.80

62.57

尾礦

71.87

0.89

37.43

原礦

100.00

1.71

100.00

異戊基黃藥+丁銨黑藥140+70g/t

銅硫粗精

27.42

3.79

60.82

尾礦

72.58

0.92

39.18

原礦

100.00

1.71

100.00

丁基黃藥+乙硫氮140+70g/t

銅硫粗精

25.38

4.02

59.30

尾礦

74.62

0.94

40.70

原礦

100.00

1.72

100.00

    捕收劑對比試驗結果顯示,丁基黃藥+丁銨黑藥為銅硫捕收劑時,銅的回收率最高為62.57%,尾礦含銅由1.01%降為0.89%;同時發現

丁基黃藥+乙硫氮共同使用時,銅粗精品位為最高4.02%;說明乙硫氮對銅有較好的選擇性,在銅精選時可用乙硫氮來提高精礦品位。

5.4活化劑試驗

確定丁基黃藥+丁銨黑藥為銅硫混合浮選捕收劑后,試驗中發現尾礦中損失的銅礦物大部分為氧化銅礦,這部分氧化銅在常規藥劑浮選條件下難以回收,需加硫化劑在氧化銅表面生成一層硫化膜,再加藥劑捕收,試驗中采用硫化鈉作硫化劑,用量分別為200g/t、400g/t、800g/t、1600g/t、3200g/t,考察硫化鈉用量對銅礦物回收率的影響。試驗結果見表九:

表九:硫化鈉活化銅試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

硫化鈉200g/t

銅硫粗精

33.41

3.71

72.51

尾礦

66.59

0.68

27.49

原礦

100.00

1.71

100.00

硫化鈉400g/t

銅硫粗精

34.19

3.60

71.93

尾礦

65.81

0.72

28.07

原礦

100.00

1.71

100.00

硫化鈉800g/t

銅硫粗精

34.83

3.50

70.59

尾礦

65.17

0.77

29.41

原礦

100.00

1.70

100.00

硫化鈉1600g/t

銅硫粗精

33.90

3.42

68.24

尾礦

66.10

0.82

31.76

原礦

100.00

1.70

100.00

硫化鈉3200g/t

銅硫粗精

33.76

3.32

65.88

尾礦

66.24

0.88

34.12

原礦

100.00

1.70

100.00

    硫化鈉用量對比試驗結果發現,硫化鈉用量200g/t時,尾礦含銅最低為0.68%,隨著硫化鈉用量的增加,尾礦中銅含量隨之增加,對尾礦通過物理和化學分析觀察,增大硫化鈉用量后,一部分氧化銅被活化,而部分硫化銅礦物被抑制,故適宜硫化鈉用量應控制在200g/t左右。

5.5礦漿PH值調整劑試驗

原礦因氧化較重,銅硫礦物不同程度的氧化致原礦自然PH值呈弱酸性為5.5左右,而銅硫活化及浮選最佳PH值在7—8時最適宜,前面試驗中用石灰調PH值至7.5,用量在3000-4000g/t,這些石灰加入可能抑制部分銅礦物。碳酸鈉作PH值調整劑時,能活化黃鐵礦,且有分散礦泥,沉淀鈣、鎂離子作用,試驗固定其他條件不變,考察自然PH值為5.5,碳酸鈉調PH值為7.5,石灰調PH值為7.5三種不同銅礦物的回收率,對比試驗結果見表十:

表十:礦漿PH值調整劑試驗

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

原礦自然PH=5.5

銅硫粗精

27.54

2.47

39.77

尾礦

72.46

1.42

60.23

原礦

100.00

1.70

100.00

碳酸鈉調PH=7.5

銅硫粗精

34.29

3.62

72.94

尾礦

65.71

0.70

27.05

原礦

100.00

1.70

100.00

石灰調

PH=7.5

銅硫粗精

33.41

3.71

72.51

尾礦

66.59

0.68

27.49

原礦

100.00

1.71

100.00

表十結果顯示,原礦自然PH值為弱酸性時,銅回收率僅為39.77%,說明在此PH值條件下銅礦物失去可浮性;碳酸鈉對黃鐵礦有活化作用,銅回收率比石灰作調整劑時略高,但碳酸鈉成本高于石灰,因此確定石灰作礦漿PH值調整劑并調PH值為7.5—8左右。

5.6銅、硫分離試驗

銅硫混合浮選粗精中含硫太高,如不進行銅硫分離銅精礦達不到品位,試驗中以石灰調PH值為13左右抑制黃鐵礦,在銅硫粗精直接分離和粗精再磨至-200目占90%再分離兩種條件下進行對比試驗,試驗結果見表十一:

表十一:銅、硫分離對比試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

石灰調PH值≥13

銅硫直接分離

銅粗精

7.73

5.69

25.73

銅掃精

7.87

4.13

19.30

硫粗精

19.43

2.58

29.24

尾礦

64.97

0.68

25.73

原礦

100.00

1.71

100.00

石灰調PH值≥13

粗精再磨至-200目占90%后分離

銅粗精

13.12

5.72

43.86

銅掃精

7.87

4.13

19.29

硫粗精

14.04

1.34

11.12

尾礦

64.97

0.68

25.73

原礦

100.00

1.71

100.00

    銅硫粗精直接分離時,硫粗精中含銅2.58%,而粗精再磨后分離,硫粗精中含銅為1.34%。說明粗精直接分離時,部分銅與黃鐵礦結合緊密,加石灰抑制硫同時抑制了這部分銅;粗精再磨后絕大部分銅硫達到單體解離,石灰抑制硫后,如再增加銅硫分離掃選,可降低硫精礦中的含銅量。

5.7先硫后氧試驗

硫化銅和氧化銅混合浮選尾礦中仍含有0.68%的銅未被回收,如采用常規藥劑將硫化銅選出,再加大量硫化劑和捕收劑將氧化銅選出,尾礦中含銅品位是否能降低,圍繞這一問題,試驗中固定其他條件不變,選硫化銅時將硫化鈉去掉,選氧化銅時增加捕收劑和硫化鈉用量,流程均為一粗二掃,考察降低尾礦含銅量,試驗結果見表十二:

  

表十二:先硫后氧試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

硫化銅浮選:

同銅硫分離試驗

氧化銅浮選:硫化鈉4000g/t

丁基黃藥800g/t

硫化銅粗精

13.12

5.72

43.86

硫化銅掃精

7.87

4.13

19.30

硫粗精

14.04

1.34

11.11

氧化銅粗精

5.81

2.05

7.02

氧化銅掃精

2.80

0.71

1.17

尾礦

56.36

0.53

17.54

原礦

100.00

1.71

100.00

    加入大量硫化鈉和丁基黃藥后,采用先浮選硫化銅后浮選氧化銅流程,尾礦中含銅由0.68%降為0.53%,回收率僅提高8.19%,且選出的氧化銅品位太低,與選礦藥劑成本相比,這部分銅金屬量不抵生產成本,故先硫后氧工藝不適于本礦選礦。

5.8脂肪酸浮選銅及硫酸浸出法

原礦含硅20%以上,且硅孔雀石含量高,在常規浮選和硫化法浮選時,尾礦仍含0.5-0.6%情況下,考慮到用脂肪酸捕收硅孔雀石或浮選硫化銅尾礦用硫酸浸出氧化銅試驗條件,做了一組試驗。脂肪酸法選用油酸鈉配合丁基黃藥為銅捕收劑,浸出法用10%稀硫酸對銅浮選尾礦進行攪拌浸出生產硫酸銅。化驗酸浸后浸出率,具體試驗結果見表十三和表十四:

表十三:脂肪酸試驗結果

試驗條件

試驗名稱

產率%

銅品位%

銅回收率%

油酸鈉200g/t

丁基黃藥180g/t

碳酸鈉調PH值=7.5

銅硫粗精

43.19

3.43

87.06

尾礦

56.81

0.38

12.94

原礦

100.00

1.70

100.00

脂肪酸試驗結果顯示,加入油酸鈉后尾礦含銅降為0.38%,但同時發現因原礦含鐵太高,油酸鈉在捕收氧化銅礦物時將鐵礦物也選出在粗精中,使浮選分離流程無法正常進行。由原礦含鐵高因素,故排除脂肪酸選銅法。

表十四:硫酸浸出氧化銅試驗結果

試驗條件

試驗名稱

銅品位%

浸出率%

10%硫酸200Kg/t

攪拌浸出4小時

浸出尾礦

0.31

54.41

浮選尾礦(原礦)

0.68

100.00

浸出率=(原礦品位-浸出尾礦品位)/原礦品位*100

硫酸浸出試驗結果與“先硫后氧”結果相似,均為產品產值不抵生產成本,試驗結果更加驗證了原礦礦物分析數據,即原礦氧化銅礦物大部分為極難選的硅孔雀石、膽礬和水膽礬,這部分含銅礦物將損失于尾礦中。

5.9粗選、掃選試驗

各條件試驗時,浮選流程為一次粗選,兩次掃選,為增加銅回收率,增加一次粗選一次掃選,銅硫分離為二次掃選,試驗結果見表十五:

表十五:粗選、掃選試驗結果

試驗名稱

產率%

品位%

回收率%

銅硫粗選一

18.14

4.48

47.37

銅硫粗選二

6.73

3.94

15.20

混合掃選一

6.49

3.01

11.70

混合掃選二

3.91

2.84

6.43

混合掃選三

2.15

2.38

2.92

鐵精礦

42.16

0.26

6.43

尾礦

20.42

0.82

9.94

原礦

100.00

1.71

100.00

    增加一次粗選和一次掃選后,銅在粗精、掃精中總回收率由原來的74.27%提高到83.63%,同時發現粗選二銅品位與粗選一品位相近,可將粗一、粗二合并精選,以提高銅精礦產率。

5.10精選試驗

細度-200目為70%,石灰調PH=7.5,35%礦漿濃度,丁基黃藥+丁銨黑藥作銅硫捕收劑,硫化鈉作氧化銅活化劑,2#油為起泡劑,分離時加少量乙硫氮捕收銅;選鐵磁場強度為1500 GS條件下,對銅、硫、鐵做了精選試驗,具體試驗指標見表十六,選礦工藝流程見圖三,建議現場生產工藝流程見圖四:

表十六:精選試驗結果

試驗名稱

產率%

品位%

回收率%

Cu

S

TFe

Cu

S

TFe

銅精礦

3.49

17.62

40.42

\

36.26

17.98

\

銅中礦三

1.83

6.23

\

\

6.43

\

\

銅中礦二

2.46

3.92

\

\

5.85

\

\

銅中礦一

2.78

1.74

\

\

2.92

\

\

銅硫混合掃選一

6.18

3.24

\

\

11.71

\

\

銅硫混合掃選二

3.74

2.91

\

\

6.43

\

\

銅硫混合掃選三

2.03

2.46

\

\

2.92

\

\

分離掃選一

1.98

4.28

\

\

4.68

\

\

分離掃選二

1.06

3.23

\

\

1.75

\

\

硫精礦

11.84

0.55

45.68

\

4.09

69.01

\

鐵精礦

41.82

0.26

0.14

68.37

6.43

0.76

63.52

尾礦

20.79

0.84

\

\

10.53

\

\

原礦

100.00

1.71

7.84

45.01

100.00

100.00

100.00

最終精選時加入少量乙硫氮,使銅精礦品位提高到17.62%,含金34.37g/t添加少量硫化鈉后經過二次粗選,三次掃選使銅在精礦,中礦。掃精中總回收率達到78.95%。金和銀富集在銅精礦中,鐵精礦經一粗一精品位達到68.37%回收率為63.52%,硫精礦品位為45.68%,收率為69.01%,本次試驗取得較為理想的技術指標結果。 

圖三:銅、硫、鐵混合浮選—分離—磁選選礦工藝流程

鈦鐵礦選礦|鈦鐵礦磁選機|鈦鐵礦選礦設備|鈦鐵礦干選設備

圖四:建議現場生產工藝流程

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五、結語

1、原礦屬氧化銅硫鐵礦,銅的氧化礦物含量較高,其中硅孔雀石,膽礬和水膽礬極為難選而損失在尾礦,是影響銅總回收率提高的主要因素。

2、原礦為酸性礦石,氧化鈣+氧化鎂與二氧化硅+三氧化二鋁比值為0.4,自然PH5.5,浮選時加石灰調整礦漿PH值時需要的石灰量要超出一般礦用量,生產中應控制礦漿PH值為7.5-8,過量加石灰對銅硫礦物起到抑制作用。

3、適量的硫化物可活化氧化銅礦物,過量則抑制硫化銅礦物,硫化鈉在礦漿中易氧化,因此應采取分段加藥劑并嚴格控制藥量。

4、硫化銅與氧化銅混合浮選及銅硫混合浮選再磨后分離適合于本礦特性,而先硫后氧和浮選尾礦酸浸產品變值不抵生產成本,故不予采納。

5、原礦在磨礦過程中產生大量次生礦泥影響到鐵精礦品位,生產中需要采取措施減輕礦泥對磁選的影響。

6、本次試驗所用藥劑為招遠選礦藥劑廠工業產品,生產時可配成    510%溶液使用。

7、本次小型開路選礦試驗僅對客戶所提供的本次礦樣負責,礦樣保留期為三個月。

以前我公司就曾向伊朗出口過磁選設備,此次為伊朗客戶提供的是磁選結合浮選的綜合選礦流程及相關選礦設備。相信隨著我公司與伊朗各大礦山、選廠合作的不斷加深,我們將會有更多的設備,成熟的選礦技術解決方案被應用到伊朗礦業中,為伊朗選礦業的健康可持續發展貢獻公司的微薄之力,這也正好與我們公司創建之初確立的“立足中國,服務世界”的目標相吻合。


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