大红山铜矿矿石可选性研究报告

1、目 录前言.1一、试验样品的采取.2二、试验样品的制备.2三、原矿性质研究.31.原矿多元素分析 .32.原矿铜矿物相对概量 .33.原矿铁物相分析 .34.原矿物理性质 .45.矿石的矿物组成 .46.主要矿物的产出特征 .47.主要金属矿物的嵌布粒度 .58.原矿铜矿物单体解理度 .5四、试验方案.6五、选矿试验研究.71.筛分分析试验 .72.磨矿细度与磨矿时间的关系 .8六、条件试验.101.合适的磨矿细度的确定 .102.调整剂石灰用量试验 .133.硫化钠用量试验 .164.捕收剂用量试验 .185.粗选时间试验 .226.全开路试验 .247.闭路试验 .25七、结论.30八、附

2、录.31九、参考文献.311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 2

3、4.48%，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

4、铁矿和黄铜矿解离，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。2选矿试验研究与试验方法一、试验样品的采取一、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

5、破碎加工处理。试验样品按照下图破碎加工流程进行制备。取其化学分析样、物相分析样送化验。 - -200 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。3三、原矿性质研究三、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

6、，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，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

7、(g/t)0.79组份pascona2ok2osio2caomgo含量0.120.0020.0081.621.3331.923.521.36组份al2o3pbznnimntio2含量3.260.100.020.0120.641.22.原矿铜矿物相对概量3.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58.13.3011.505.701.6016.201.302.30100.00矿物名称黄铜矿斑铜矿铜蓝合计含量(%)71.8226.861.32100.0044.原矿物理

8、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

9、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。(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

10、 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。5(h) 黑云母：多呈他形，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

11、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嵌布粒度最大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%

12、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。6四、试验方案四、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，

13、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，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，

14、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程。 - 1 2 3 - 1 2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7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、选矿试验研究五、选矿试验研究1.1.筛分分析试验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

15、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%

16、，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: 筛分分析结果表产率(%)铜品位(%)金属分布率(%)粒级 mm个别累计个别累计个别累计+120.1520.150.850.8517.1317.13-1+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+0.07410.8069.781.325.1214.2663.008-0.07430.22100.001.206.3237.00100.00总

17、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。max010203040506070809010000.511.52d（mm）%原矿粒度累计曲线max010203040506000.511.52d（mm）%原矿金属分布率曲线筛析试验结果分析：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。92.2.磨矿细度与磨矿时间的关系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

18、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

19、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：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： 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(%)5002.0204.0296.058.25006.036.5463.592.750010.017.4482.696.5450014.09.5490.598.110磨矿细度与时间关系01020304050607080901000246810121416分钟-200目产率，%磨矿细度

20、与时间关系试验的结果分析：磨矿细度与时间关系试验的结果分析：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、条件试验六、条件试验1.1.合适的磨矿细度的确定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

21、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31140”；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，

22、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。试验方法：开路试验如下图：2/硫化钠：400g/t2/丁黄药：60g/t1/2#油 35g/tt=5原矿 500 克细度：75%、80%、85%、90%精 矿尾 矿石灰：1000g/t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(%)精矿10.78 5.55 59.83 59.84 尾矿89.22 0.45 40.15 40.16 310”70% -200 目原矿100.00 1.00 99.98 10

23、0.00 精矿11.60 5.35 62.06 62.02 尾矿88.40 0.43 38.01 37.98 340”75% -200 目原矿100.00 1.00 100.07 100.00 12精矿10.40 6.36 66.14 65.43 尾矿89.60 0.39 34.9434.57 410”80% -200 目原矿100.00 1.01 101.09100.00 精矿11.68 6.05 70.66 70.18 尾矿88.32 0.34 30.03 29.82 450”85% -200 目原矿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，

24、精矿的回收率和品位为纵坐标绘制出曲线。磨矿细度与精矿品位关系图01234567657075808590-200目细度（%）精矿品位（%）精矿品位 13磨矿细度与精矿金属回收率关系图5860626466687072657075808590-200目细度（%）精矿金属回收率（%）精矿金属回收率磨矿细度试验的结果分析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，当磨矿细度达到 85

25、%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。2.2.调整剂石灰用量试验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

26、面的氢氧化亚铁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14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：2/硫化钠：400g/t2/丁黄药：60g/t1/2#油 35g/tt=5/原矿 500 克细度：取最佳值并固定精 矿尾 矿石灰用量试验石灰：0、1000g/t、2000g/t、3000g/t、4000g/t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、10

27、00g/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(%)精矿30.306.069.8559.6960.21尾矿469.7093.940.4239.4539.790原矿500.00100.000.9999.15100.00精矿33.106.629.2561.2461.531000尾矿

28、466.9093.380.4138.2938.4715原矿500.00100.001.0099.52100.00精矿29.805.9611.0265.6864.76尾矿470.2094.040.3835.7435.242000原矿500.00100.001.01101.41100.00精矿31.006.2010.0362.1962.37尾矿469.0093.800.4037.5237.633000原矿500.00100.001.0099.71100.00精矿30.006.0010.6663.9664.17尾矿470.0094.000.3835.7235.834000原矿500.00100.00

29、1.0099.68100.00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：16石灰用量与精矿品位关系图024681012050010001500200025003000350040004500石灰用量（g/t）精矿品位（%）精矿品位石灰用量与精矿金属回收率关系图59606162636465050010001500200025003000350040004500石灰用量（g/t）精矿金属回收率（%）精矿金属回收率调整剂石试验的结果分析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

30、灰的调整效果最佳。 ，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。173.3.硫化钠用量试验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

31、试验可知，磨矿的最佳细度是 85%，调整剂的最佳用量是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：2/硫化钠：200 g/t、300 g/t、400g/t、500 g/t2/丁黄药：60g/t1/2#油 35g/tt=5/原矿 500 克细度：取最佳值并固定精 矿尾 矿石灰：取最佳值并固定18表 5：选矿试验原始记录表绘图：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。硫化钠用量与精矿品位关系图10.8010.9011.0011.1

32、011.2011.3011.4011.5011.6011.70150200250300350400450500550硫化钠用量（g/t）精矿品位（%）精矿品位变动因素 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(%)精矿34.506.9011.6580.3979.69尾矿465.5093.100.2220.4820.31200原矿500.00100.001.01100.87100.00精矿32.506.5011.1572.4872.10尾矿467.5093.500.3028.0527.90300原矿500.00100.001.01100.53100

33、.00精矿29.805.9611.0265.6864.76尾矿470.2094.040.3835.7435.24400原矿500.00100.001.01101.41100.00精矿35.807.1610.8577.6977.71尾矿464.2092.840.2422.2822.29500原矿500.00100.001.0099.97100.0019 硫化钠用量与精矿金属回收率关系图60.0065.0070.0075.0080.0085.00150200250300350400450500550硫化钠用量（g/t）精矿品位（%）精矿金属回收率硫化钠用量试验的结果分析：硫化钠用量试验的结果分析：

34、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，其硫化效果最佳。通过硫化钠用量试验结果可知，随着硫化钠用量的增加铜精矿的品位在下降，硫化钠的用量太大会抑制黄铜矿，反而起到了反作用。随着硫化钠用量的增加铜精矿的回收率先下降后升高，不过变化不大。4.4.捕收剂用量试验捕收剂用量试验了解黄药对铜矿的捕收作用。通过试验确定浮选该铜矿石时黄药的最佳用量。硫化矿捕收剂的选择决定了矿物浮选效果的好坏，硫化矿捕收剂分子有硫原子，在水中溶解时，电解出含硫原子的阴离子，对硫化矿有捕收作用，

35、但是对于脉石矿物就没有捕收作用，这类捕收剂属于阴离子捕收剂，如黄药、黑药、硫氮类等；另一类在水中石不能溶解的极性油类化合物，这类捕收剂是阴离子捕收剂的衍生物，这类捕收剂往往选择性较强，但捕收能力较弱。硫化矿物常用的捕收剂黄药是黄原酸盐，在水中容易电离，并水解成部分还原酸，黄原酸在酸性介质中是不稳定的。黄药的捕收机理有两种观点：一是黄药吸附在矿物20表面，黄药的阴离子（rocss-）与矿物表面阴离子发生交换吸附；二是还原酸分子吸附在矿物表面。对于硫化铜矿石，捕收剂一般采用丁黄药，黄药会与硫化矿表面发生化学方应，反应产物的溶度积愈小，反应愈容易发生，对该矿物的捕收能力愈强，丁黄药与硫化铜矿相互作用

36、时，丁黄药会吸附在硫化铜矿物表面，使硫化铜矿物表面疏水，从而达到捕收的目的，是硫化铜矿上浮，就可以将有用矿物与脉石矿物分离开。在这次试验中，根据前面确定的磨矿细度、调整剂（石灰）用量和硫化钠用量的最佳值，它们分别为 85%、2000g/t 和 200g/t,现在来改变丁黄药的用量，来确定捕收剂丁黄药的最佳值，试验用捕收剂丁黄药的用量分别为40g/t、60g/t、80g/t、100g/t，其他的药剂用量不变。试验方法：试验操作流程如下图：2/硫化钠：取最佳值并固定2/丁黄药：40g/t、60g/t、80g/t、100g/t1/2#油 35g/tt=5/原矿 500 克细度：取最佳值并固定精 矿尾

37、 矿捕收剂用量试验石灰：取最佳值并固定21表 6：选矿试验原始记录表变动因素捕收剂用量 g/t产品名称产品重量(g)产率(%)品位(%)回收率(%)精矿30.46.0813.2581.09尾矿469.693.920.2018.9140原矿500100.000.99100.00精矿34.56.9011.6579.69尾矿465.593.100.2220.3160原矿500100.001.01100.00精矿33.36.6612.4583.15尾矿466.793.340.1816.8580原矿500100.001.00100.00精矿34.86.9612.0584.13尾矿465.293.040.

38、1715.87100原矿500100.001.00100.00绘图：根据试验结果绘制出捕收剂用量与精矿产品品位、回收率的关系曲线：捕收剂用量与精矿品位关系图11.411.611.81212.212.412.612.81313.213.420406080100120捕收剂用量（g/t）精矿品位（%）精矿品位22捕收剂用量与精矿金属回收率关系图7979.58080.58181.58282.58383.58484.520406080100120捕收剂用量（g/t）精矿金属回收率（%）精矿金属回收率捕收剂试验的结果分析：捕收剂试验的结果分析：由捕收剂试验结果分析，精矿品位随黄药用量的增加而迅速降低，而

39、后回升后又降低；精矿回收率随黄药用量的增加先降低而后迅速升高。综合考虑后，确定黄药最佳用量为 40g/t。此时黄药的捕收效果最佳。235.5.粗选时间试验粗选时间试验2/硫化钠：取最佳值2/丁黄药：取最佳值1/2#油：取最佳值t=1/原矿 500 克细度：取最佳值精 矿 1尾 矿 浮选时间试验石灰：取最佳值精 矿 2精 矿 3精 矿 4t=2/t=2/t=5/试验方法：根据前面的条件试验可知，确定了磨矿细度、调整剂（石灰）用量、硫化钠用量、捕收剂（丁黄药）的最佳值，分别为 85%、2000g/t、200g/t、40g/t，另外起泡剂用量为 35g/t。在这些条件完全确定后，进行浮选时间试验，方

40、法是取一份500g 的矿样，分不同时间分批刮泡，刮泡时间根据矿石性质而定，时间如上面的浮选时间原则流程的刮泡时间，分别为 1、2、2、5 分钟，直到浮选终点，试验原则流程图如上图所示。24表 7：矿试验原始记录表产率%品位(%)产率 x 品位回收率%产品名称重量(g)个别累计个别平均个别累计个别累计精 1517.05 37.51 37.51 34.62 34.62 精 212.82.564.7611.1513.88 28.54 66.05 26.34 60.96 精 37.11.426.1812.1513.48 17.25 83.31 15.92 76.88 精 45.

41、81.167.344.3512.04 5.05 88.35 0.23 77.11 尾矿463.392.660.1312.05 22.89 浮选时间实验结果1012141618202224262830024681012浮选时间（分钟）精矿品位（%）0102030405060708090精矿回收率（%）精矿品位金属回收率粗选时间试验的结果分析粗选时间试验的结果分析通过浮选时间试验，从上图的试验结果中可以看出，浮选产品精矿品位随浮选时间增加而下降得很快，而精矿回收率却随浮选作业时间的增加，综合考虑既保证回收率又尽量提高精矿品位的要求，确定粗选时间的 5min。256.6.全开路试验全开路试验全开路试

42、验的目的是增加扫选作业，力求最大限度地降低丢弃尾矿的品位，争取最高回收率；获得所拟定的原则流程的开路指标，为闭路试验作准备。根据前面的试验结果可以确定磨矿细度、调整剂（石灰）用量、硫化钠用量、捕收剂（丁黄药）用量和起泡剂（2#油）用量的最佳值，它们分别为85%、2000g/t、200g/t、40g/t 和 35g/t。按照确定的条件进行大红山全开路试验，取一份 500g 的矿样进行细度磨矿，磨矿时在球磨机中加入调整剂（石灰） ，用于抑制原矿中的黄铁矿，将磨好的矿样倒入实验室 1.5l 的浮选机中进行浮选，浮选时向浮选机中加入浮选药剂，浮选操作条件在精选试验的基础上增加了一次扫选作业，粗选时间确

43、定为 5 分钟，扫选时间确定为 5 分钟，精选时间确定为 3 分钟，粗选的尾矿进行扫选，粗选的精矿用于精选，将浮选出来的泡沫产品拿去过滤、烘干、称重和制样，尾矿抽出一部分过滤、烘干和制样，剩余的尾矿直接倒入尾矿槽中，制好样的送到化验中心进行化验。大红山铜矿全开路试验的原则流程如下图所示：2/硫化钠：300g/t2/丁黄药：40g/t1/2#油：35g/tt=5原矿 500 克细度：-200 目 85%精 矿尾 矿全开路试验石灰：2000g/t中 矿 1中矿 2t=3/t=5/26表 8：试验记录表产品产率(%)品位(%)金属量(产率%品位%)回收率(%)名称个别累计个别累计个别累计个别累计精矿

44、25.00 5.00 5.00 16.05 16.05 80.25 80.25 81.38 中 19.50 1.90 6.90 2.45 12.31 4.66 84.91 4.72 中 25.00 1.00 7.90 2.65 11.08 2.65 87.56 2.69 尾矿460.50 92.10 100.00 0.12 0.99 11.05 98.61 11.21 原矿500.00 100.00 0.99 100.00 全开路试验的结果分析：全开路试验的结果分析：根据全开路试验结果可知，确定好磨矿细度为 85%，调整剂（石灰）用量为2000g/t，硫化钠用量为 200g/t,捕收剂（丁黄药

45、）用量为 40g/t，起泡剂（2#油）用量为 35g/t 时，浮选方案采用一粗一扫一精，粗选的刮泡时间定为 5 分钟，扫选的刮泡时间定为 5 分钟，精选的刮泡时间为 3 分钟，浮选出来的铜精矿的品位达到16.05%，回收率为 81.38%。由实验结果知，说明前面条件试验确定的磨矿细度能使铜矿物充分单体解离，确定的药剂制度能使单体解离的铜矿物最大程度被浮起，基本达到了实验的目的。7.7.闭路试验闭路试验闭路试验是在不连续的设备上模仿连续的生产过程的分批试验，即进行一组将前一试验的中矿加到下一试验相应地点的实验室闭路试验。其目的是找出中矿返回对浮选指标的影响；调整由于中矿循环引起药剂用量的变化，考

46、察中矿矿浆带来的矿泥，或其他有害固体，或可溶性物质是否将累积起来并妨碍浮选；检查和校核所拟定的浮选流程，确定可能达到的浮选指标。闭路试验的作法是按照开路试验选定的流程和条件，接连而重复地做几个试验，27但每次所得的中间产品（精选尾矿、扫选精矿）仿照现场连续生产过程一样，给到下一试验的相应作业，直至试验产品达到平衡为止。(1) 闭路试验的目的找出中矿返回流程再选时，对最终产物指标的影响、调整由于中矿循环引起的药剂用量的变化、检查和校核所拟定的浮选流程、确定可能得到的浮选指标。(2) 试验方法按开路试验所确定的流程条件(磨矿细度、药剂制度均已为最佳值)，如图所示(本试验仅采用一次粗选、一次精选、一

47、次扫选的简单流程，具体工作中应根据实际所采用的流程进行试验)，接连而重复地做几个试验，每次试验所产生的中矿给到下一次试验的适当位置，直到试验平衡为止。试验流程如下图所示：(3) 试验步骤(a) 称 5 6 份矿样，每份 500 克，按最佳细度磨矿。(b) 按所选定的流程和最佳条件进行浮选。(c) 每一循环的精、尾矿烘干，称重、记录。(d) 第 3、4、5 循环的精矿、尾 矿烘干称重记录，要取分析样，最后一次循环的中矿烘干、称重记录。(4) 注意事项粗选第一份原矿试样精选扫选精矿尾矿第二份原矿试样粗选精选扫选精矿尾矿第三份原矿试样粗选精选扫选精矿尾矿第四份原矿试样粗选精选扫选精矿尾矿第五份原矿试

48、样粗选精选扫选精矿尾矿中矿中矿粗选原矿精选扫选精矿尾矿28闭路试验中应注意一些问题：第一，随着中间产品的返回，某些药剂用量要相应地减少，这些药剂可能包括烃基类非极性捕收剂，黑药和脂肪酸类等兼有起泡性质的捕收剂，以及起泡剂；第二，中间产品会带进大量的水，因而在试验过程中要特别注意节约冲洗水和补加水，以免发生浮选槽装不下的情况，实在不得已时，把脱出的水留下来作冲洗水或补加水用；第三，闭路试验的复杂性和产品存放造成影响的可能性，要求把时间耽搁降低到最低限度。应预先详细地做好计划，规定操作程序，严格遵照执行；第四，要将整个闭路试验连续做到底，避免中间停歇，使产品搁置太久。前面我们已经进行了条件实验。通

49、过条件实验，我们找到了最佳磨矿细度和药剂制度及制定了实验的流程，为了验证流程和药剂制度的的合理性。我们进行了闭路实验，为进一步优化提供依据。 (5) 实验记录、数据整理 (6) 闭路试验指标的计算将达到平衡的最后三个(至少两个)试验的精矿合并作为总精矿，尾矿合并作为总尾矿。计算指标时精矿、尾矿的量都取其平均值。由精、尾矿反算原矿。设第4、5、6 个试验达到平衡，则具体的计算方法为：重量和产率平均精矿重量：gwwwwkkkk3 .3130 .298 .321 .323543平均尾矿重量：gwwwwxxxx5 .46735 .4805 .4665 .4553543精矿尾矿中矿中矿试验编号重量/g品

50、位/%重量/g品位%重量/g品位/%重量/g品位/%125.815.8453.40.11229.814.12457.70.1332.114.05455.50.12432.813.98466.50.12529.015.1543.1510.34.6529计算的原矿重量：gwwwxk8 .4980精矿的产率：%28. 6%1008 .4983 .31%1000wwkk尾矿的产率：%72.93100kx金属量和品位精矿 k3-k5 的总金属量：54353kkknknppppgwwwwkknknkn49.13%15.1529%98.138 .32%05.141 .325544533

51、3尾矿 x3-x5 的金属量：54353xxxnxnppppgwwwwxxnxnxn73. 113. 05 .480%12. 05 .466%12. 05 .45555445333平均精矿品位：%37.14%1000 .298 .321 .3249.135435544335435435353kkkkkkkkkkkknknnknwwwwwwwwwpppwp 平均尾矿品位：%12. 0%1005 .4805 .4665 .45573. 15435544335435435353xxxxxxxxxxxxnxnnxnwwwwwwwwwpppwp 计算的原矿品位：%02. 1%10035 .46733 .3173. 149.13()(53)53nxnknnxnknwwpp精矿回收率的计算：30%63.88%10073. 149.1349.13)(5353nxnknnknkppp(7) 试验结果精矿尾矿平均精矿质量/g平均精矿品位/%精矿回收率/%平均尾矿质量/g平均尾矿品位/%尾矿回收率/%31.314