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伊朗某氧化铜硫铁矿可选性试验

伊朗某氧化铜硫铁矿属矽卡岩边缘过渡带氧化矿床,矿物种类繁多,主要金属氧化矿物为磁铁矿、赤铁矿、孔雀石、硅孔雀石、水胆矾;硫化矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿;次要矿物为银金矿、方铅矿、闪锌矿、辉锑矿、钛铁矿、软锰矿、蓝铜矿、辉铜矿、褐铁矿等;脉石矿物为石英、方解石、铝土矿、绿泥石、磷灰石、透闪石等。该矿可回收元素以磁铁矿为主,次之为铜,伴生回收元素为金、银。

受客户委托,我公司对该矿展开可选性试验研究,目的是通过选矿试验选择合理的工艺流程,在确保精矿品位条件下,最大程度地提高各产品回收率,降低尾矿中金属量的损失,使选矿试验技术指标尽快转化为现场实际生产。

试验矿样重约100公斤,取自生产现场,具有代表性。经破碎、混均、磨矿、分样后化验,原矿含铜品位为1.71%,全铁品位为45.01%,磁铁品位为32.02%,含硫为7.84%,含金为0.72g/t,银为8.1 g/t。

由原矿矿石性质确定,该矿选矿工艺流程为浮选——磁选流程,即先浮选出铜、硫等矿物,浮选尾矿再磁选铁矿物。试验中对磨矿细度、磁场强度、矿浆PH值、矿浆浓度、捕收剂、抑制剂、活化剂、调整剂等种类及用量,精选、扫选次数等做了大量详细地考察,最终取得铜精矿含铜品位17.62%,含金34.37g/t,铜在精矿、中矿、扫选中总回收率为78.95%,硫精矿品位为45.68%,回收率为69.01%,铁精矿含全铁品位为68.37%,铁回收率为63.52%,较为理想的试验结果,具体技术指标见表一:

表一:最终试验结果

试验名称

产率%

品位%

回收率%

Cu

S

TFe

Cu

S

TFe

铜精矿

3.49

17.62

40.42

\

36.26

17.98

\

铜中矿三

1.83

6.23

\

\

6.43

\

\

铜中矿二

2.46

3.92

\

\

5.85

\

\

铜中矿一

2.78

1.74

\

\

2.92

\

\

铜硫混合扫选一

6.18

3.24

\

\

11.71

\

\

铜硫混合扫选二

3.74

2.91

\

\

6.43

\

\

铜硫混合扫选三

2.03

2.46

\

\

2.92

\

\

分离扫选一

1.98

4.28

\

\

4.68

\

\

分离扫选二

1.06

3.23

\

\

1.75

\

\

硫精矿

11.84

0.55

45.68

\

4.09

69.01

\

铁精矿

41.82

0.26

0.14

68.37

6.43

0.76

63.52

尾矿

20.79

0.84

\

\

10.53

\

\

原矿

100.00

1.71

7.84

45.01

100.00

100.00

100.00

二、试验矿样加工制备

    原矿无大块矿石,筛分后经实验室XPE60*100颚式破碎机,XPZ200*75对辊破碎机,XPF175圆盘粉碎机加工成-1.5mm粒度试样产品,加工制备流程见图一:

图一:试验矿样加工制备流程图

地质勘探

三、矿石物质组成

1原矿主要元素分析

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


    其他元素分析见附表

2原矿矿物组成

由原矿主要元素分析得知,矿石中主要金属氧化物为磁铁矿、赤铁矿、孔雀石、硅孔雀石;次要矿物为银金矿、方铅矿、辉锑矿、钛铁矿、软锰矿、蓝铜矿、辉铜矿、褐铁矿等;脉石矿物为石英、铝土矿、方解石、绿泥石、磷灰石、透闪石等。

原矿中CaO+MgO/SiO2+Al2O3比值为0.40,小于0.50为酸性矿石。原矿全铁TFe含量较高为45.01%,为主要回收矿物,其中磁铁MFe含量为32.02%,其余为硫化矿物中所含铁,铜含量为1.71%,为次要回收矿物,金品位为0.72g/t,银为8.1g/t,选矿时可富集在铜精矿中回收,有害元素磷含量略低,砷的含量为微量,硫含量稍高为7.84%,是影响铁精矿品位的主要元素。

原矿中铜含量为中等,主要为黄铜矿、孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿、水胆矾、斑铜矿等,其中黄铜矿可浮性较好,孔雀石、蓝铜矿可用硫化法选矿,斑铜矿易过粉碎而损失于尾矿;硅孔雀石可浮性很差,胆矾和水胆矾易溶于水而损失在尾矿中。铜矿物氧化程度较深,硫化铜与氧化铜共生给选矿试验带来一定的难度,而硅孔雀石、胆矾等极难选氧化铜矿物则是影响铜总回收率的主要因素。

四、选矿试验

1矿石可磨度试验

粒度-1.5mm粒级试验矿样,经实验室XMQ240*90mm锥型球磨机,在磨矿矿浆浓度65%条件下对试验矿样进行磨矿,找出磨矿细度与磨矿时间之间的曲线关系,试验矿样磨矿细度与磨矿时间对应表及磨矿曲线分别见表二、图二:

表二:磨矿细度与磨矿时间对应表:

磨矿时间(分)

3

7

12

15

19.3

-0.074mm含量(%

51.30

73.24

90.18

97.82

100.00

图二:磨矿细度曲线

地质勘探 

2粒度筛分分析

试验矿样磨至-200目占60%左右,用实验室200目、400目标准筛对200目筛上粗粒。200目至400目之间中细粒,400目筛下微细粒进行筛分分析,重点考察铜矿物和铁矿物在各粒度间的分布情况,分析结果见表三:

 

表三:粒度筛分分析结果

粒度

产率 %

铜品位%

铁品位%

铜分布率 %

铁分布率 %

+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

原矿

100.00

1.71

45.01

100.00

100.00

筛分分析结果显示,小于0.038mm粗中粒级产品中铜的分布率为69.59%,小于0.038mm粒级的微细粒产品中铜的分布率为30.41%,这部分铜因嵌布粒度太细或过磨产生泥化而难以回收;铁在粗中细粒级分布率为79.34%,在微细粒中为20.66%,微细粒中的包裹铁也会因磨矿细度不够未得到单体分离而损失于尾矿中。

3选矿工艺流程的确定

选矿处理铜硫铁矿石,常采用浮选——磁选来进行分离,主要先浮选铜硫矿物,再磁选铁矿物;若先磁选铁后浮选铜硫的工艺流程,虽然首先将大部分铁矿物磁选出来,可大大减少选铜硫的设备和药剂用量,但铜硫损失在铁精矿中较大,并且影响了铁精矿的质量,尤其是当矿石中含有磁性的磁黄铁矿时,磁选过程中更易进入铁精矿,造成精矿含硫超标,且因磁黄铁矿与磁铁矿易发生磁团聚,即使将精矿进行脱硫处理,也难以保证铁精矿品位达到合格。

围绕先磁后浮或先浮后磁工艺流程,在细度-200目占60%,35%矿浆浓度,丁基黄药80g/t为铜硫捕收剂,2#油位起泡剂,磁选铁时磁场强度为1500 GS试验条件下,流程均为一次粗选,做了一组先磁后浮和先浮后磁对比试验,考察不同工艺流程对主元素中硫含量的影响,试验结果见表四:

表四:选矿流程对比试验结果

试验条件

试验名称

产率%

硫品位%

硫分布率%

先浮后磁

铜硫粗精

20.83

34.90

92.73

铁精矿

45.46

0.59

3.44

尾矿

33.71

0.89

3.83

原矿

100.00

7.84

100.00

先磁后浮

铜硫粗精

47.02

1.08

6.51

铁精矿

19.16

37.06

90.56

尾矿

33.82

0.67

2.93

原矿

100.00

7.84

100.00

    先浮后磁试验中,铁精矿中含硫为0.59%,而先磁后浮中铁精矿含硫为1.08%,说明先磁选铁时,矿样中的黄铁矿、磁黄铁矿被磁选或夹带在铁精矿中。因此“先磁后浮”流程不适合于该矿特性,故确定先浮选铜硫矿物再磁选铁矿物为本次试验工艺流程。

4磁选试验

4.1磁选磨矿细度试验

磨矿细度是选矿试验中最重要的一项技术指标,适宜的磨矿细度能使有用的矿物与其他矿物间达到单体分离,并减少对矿物的欠磨或过磨现象的发生,使有用矿物较易选出。

固定磁场强度为1500 GS,在磨矿细度分别为-200目占60%、71%、82%条件下进行磁选试验,考察不同细度对铁精矿品位及回收率的影响,试验流程为一次粗选一次精选,试验结果见表五: 

表五:磁选磨矿细度试验结果

试验条件

试验名称

产率%

TFe品位%

TFe回收率%

-200目占60%

铁精矿

45.08

63.17

63.27

尾矿

54.92

30.09

36.73

原矿

100.00

45.01

100.00

-200目占71%

铁精矿

42.21

68.17

63.92

尾矿

57.79

28.10

36.08

原矿

100.00

45.01

100.00

-200目占82%

铁精矿

40.76

68.56

62.08

尾矿

59.24

28.82

37.92

原矿

100.00

45.01

100.00

    细度试验发现,铁精矿品位随磨矿细度增加而提高,回收率则随细度的增加而降低,其中-200目占71%时铁精矿的品位和回收率为适宜,此细度条件下,同样也接近于铜磨矿细度,因此确定-200目70%左右为适宜的磁选铁磨矿细度。

4.2 磁场强度试验

确定磨矿细度-200目占70%左右,分别在磁场强度为1000 GS、1500 GS、2000 GS试验条件下,经一粗一精流程,考察不同磁场强度对铁精矿品位及回收率的影响,试验结果加表六:

表六:磁场强度试验结果

试验条件

试验名称

产率%

TFe品位%

TFe回收率%

1000 GS磁选

铁精矿

40.88

68.84

62.51

尾矿

59.12

28.55

37.49

原矿

100.00

45.02

100.00

1500 GS磁选

铁精矿

42.21

68.17

63.92

尾矿

57.79

28.10

36.08

原矿

100.00

45.01

100.00

2000 GS磁选

铁精矿

43.76

65.03

63.23

尾矿

56.24

28.50

36.77

原矿

100.00

45.01

100.00

    在细度-200目占70%左右,磁场强度为1000 GS、1500 GS、2000 GS磁选铁精矿全铁品位分别为68.84%、68.17%和65.03%;回收率分别为62.51%、63.92%、63.23%。精矿品位均达到一级品以上,回收率也相差不大,说明原矿中磁铁矿为易选矿。综合考虑,确定-200目占70%左右,磁场强度1500 GS流程为一次粗选一次精选为本矿铁磁选的试验条件。

5浮选试验

5.1铜、硫浮选试验流程的确定

原矿属矽卡岩边缘过渡带氧化矿床,氧化矿种类多,其主要有用氧化矿物为:磁铁矿、蓝铜矿、孔雀石;硅孔雀石、胆矾和水胆矾等氧化铜矿物可浮性差,为极难选矿物,常常损失在尾矿中,是影响铜回收率主要因素;主要硫化矿物有:黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等。根据原矿硫化铜与氧化铜共存,且含硫稍高特点,采用硫化铜与氧化铜共选,铜、硫混合浮选后再分离的工艺为铜硫浮选工艺流程。

5.2浮选磨矿细度试验

磁选铁试验确定-200目为71%时铁精矿品位和回收率指标最佳,为了使主元素铜的技术指标达到最佳,也需考察选铜磨矿细度。欠磨会造成矿物间未单体分离,过磨使铜矿物损失于尾矿。试验中同样采用-200目占60%、71%和82%条件,石灰调PH值为7.5,35%矿浆浓度,丁基黄药为铜硫矿物捕收剂,2#油作起泡剂,选用一次粗选,二次扫选工艺流程将铜硫混合浮选,考察不同细度对铜回收率的影响,试验结果见表七:

表七:细度试验结果

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

-200目占60%

丁基黄药140g/t

铜硫粗精

23.64

3.94

54.07

尾矿

76.36

1.03

45.93

原矿

100.00

1.72

100.00

-200目占71%

丁基黄药140g/t

铜硫粗精

25.12

3.83

56.14

尾矿

74.88

1.01

43.86

原矿

100.00

1.71

100.00

-200目占82%

丁基黄药140g/t

铜硫粗精

26.75

3.33

52.05

尾矿

73.25

1.12

47.95

原矿

100.00

1.71

100.00

    铜硫浮选磨矿细度中表明,-200目占71%时铜硫粗精中铜硫回收率为56.14%为最佳,再细磨则导致部分铜矿物过粉碎而难以捕收,致尾矿铜品位由1.01%增至1.12%,因此确定铜硫混合粗选磨矿细度为-200目70%左右为宜。

5.3捕收剂试验

采用单一丁基黄药时,浮选尾矿含铜1.01%,选择丁基黄药+丁铵黑药、异戊基黄药+丁铵黑药、丁基黄药+乙硫氮等药剂组合,其他条件不变,考察对铜回收率的影响,对比试验结果见表八:

表八:捕收剂对比试验结果

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

丁基黄药+丁铵黑药

140+70g/t

铜硫粗精

28.13

3.80

62.57

尾矿

71.87

0.89

37.43

原矿

100.00

1.71

100.00

异戊基黄药+丁铵黑药140+70g/t

铜硫粗精

27.42

3.79

60.82

尾矿

72.58

0.92

39.18

原矿

100.00

1.71

100.00

丁基黄药+乙硫氮140+70g/t

铜硫粗精

25.38

4.02

59.30

尾矿

74.62

0.94

40.70

原矿

100.00

1.72

100.00

    捕收剂对比试验结果显示,丁基黄药+丁铵黑药为铜硫捕收剂时,铜的回收率最高为62.57%,尾矿含铜由1.01%降为0.89%;同时发现

丁基黄药+乙硫氮共同使用时,铜粗精品位为最高4.02%;说明乙硫氮对铜有较好的选择性,在铜精选时可用乙硫氮来提高精矿品位。

5.4活化剂试验

确定丁基黄药+丁铵黑药为铜硫混合浮选捕收剂后,试验中发现尾矿中损失的铜矿物大部分为氧化铜矿,这部分氧化铜在常规药剂浮选条件下难以回收,需加硫化剂在氧化铜表面生成一层硫化膜,再加药剂捕收,试验中采用硫化钠作硫化剂,用量分别为200g/t、400g/t、800g/t、1600g/t、3200g/t,考察硫化钠用量对铜矿物回收率的影响。试验结果见表九:

表九:硫化钠活化铜试验结果

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

硫化钠200g/t

铜硫粗精

33.41

3.71

72.51

尾矿

66.59

0.68

27.49

原矿

100.00

1.71

100.00

硫化钠400g/t

铜硫粗精

34.19

3.60

71.93

尾矿

65.81

0.72

28.07

原矿

100.00

1.71

100.00

硫化钠800g/t

铜硫粗精

34.83

3.50

70.59

尾矿

65.17

0.77

29.41

原矿

100.00

1.70

100.00

硫化钠1600g/t

铜硫粗精

33.90

3.42

68.24

尾矿

66.10

0.82

31.76

原矿

100.00

1.70

100.00

硫化钠3200g/t

铜硫粗精

33.76

3.32

65.88

尾矿

66.24

0.88

34.12

原矿

100.00

1.70

100.00

    硫化钠用量对比试验结果发现,硫化钠用量200g/t时,尾矿含铜最低为0.68%,随着硫化钠用量的增加,尾矿中铜含量随之增加,对尾矿通过物理和化学分析观察,增大硫化钠用量后,一部分氧化铜被活化,而部分硫化铜矿物被抑制,故适宜硫化钠用量应控制在200g/t左右。

5.5矿浆PH值调整剂试验

原矿因氧化较重,铜硫矿物不同程度的氧化致原矿自然PH值呈弱酸性为5.5左右,而铜硫活化及浮选最佳PH值在7—8时最适宜,前面试验中用石灰调PH值至7.5,用量在3000-4000g/t,这些石灰加入可能抑制部分铜矿物。碳酸钠作PH值调整剂时,能活化黄铁矿,且有分散矿泥,沉淀钙、镁离子作用,试验固定其他条件不变,考察自然PH值为5.5,碳酸钠调PH值为7.5,石灰调PH值为7.5三种不同铜矿物的回收率,对比试验结果见表十:

表十:矿浆PH值调整剂试验

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

原矿自然PH=5.5

铜硫粗精

27.54

2.47

39.77

尾矿

72.46

1.42

60.23

原矿

100.00

1.70

100.00

碳酸钠调PH=7.5

铜硫粗精

34.29

3.62

72.94

尾矿

65.71

0.70

27.05

原矿

100.00

1.70

100.00

石灰调

PH=7.5

铜硫粗精

33.41

3.71

72.51

尾矿

66.59

0.68

27.49

原矿

100.00

1.71

100.00

表十结果显示,原矿自然PH值为弱酸性时,铜回收率仅为39.77%,说明在此PH值条件下铜矿物失去可浮性;碳酸钠对黄铁矿有活化作用,铜回收率比石灰作调整剂时略高,但碳酸钠成本高于石灰,因此确定石灰作矿浆PH值调整剂并调PH值为7.5—8左右。

5.6铜、硫分离试验

铜硫混合浮选粗精中含硫太高,如不进行铜硫分离铜精矿达不到品位,试验中以石灰调PH值为13左右抑制黄铁矿,在铜硫粗精直接分离和粗精再磨至-200目占90%再分离两种条件下进行对比试验,试验结果见表十一:

表十一:铜、硫分离对比试验结果

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

石灰调PH值≥13

铜硫直接分离

铜粗精

7.73

5.69

25.73

铜扫精

7.87

4.13

19.30

硫粗精

19.43

2.58

29.24

尾矿

64.97

0.68

25.73

原矿

100.00

1.71

100.00

石灰调PH值≥13

粗精再磨至-200目占90%后分离

铜粗精

13.12

5.72

43.86

铜扫精

7.87

4.13

19.29

硫粗精

14.04

1.34

11.12

尾矿

64.97

0.68

25.73

原矿

100.00

1.71

100.00

    铜硫粗精直接分离时,硫粗精中含铜2.58%,而粗精再磨后分离,硫粗精中含铜为1.34%。说明粗精直接分离时,部分铜与黄铁矿结合紧密,加石灰抑制硫同时抑制了这部分铜;粗精再磨后绝大部分铜硫达到单体解离,石灰抑制硫后,如再增加铜硫分离扫选,可降低硫精矿中的含铜量。

5.7先硫后氧试验

硫化铜和氧化铜混合浮选尾矿中仍含有0.68%的铜未被回收,如采用常规药剂将硫化铜选出,再加大量硫化剂和捕收剂将氧化铜选出,尾矿中含铜品位是否能降低,围绕这一问题,试验中固定其他条件不变,选硫化铜时将硫化钠去掉,选氧化铜时增加捕收剂和硫化钠用量,流程均为一粗二扫,考察降低尾矿含铜量,试验结果见表十二:

  

表十二:先硫后氧试验结果

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

硫化铜浮选:

同铜硫分离试验

氧化铜浮选:硫化钠4000g/t

丁基黄药800g/t

硫化铜粗精

13.12

5.72

43.86

硫化铜扫精

7.87

4.13

19.30

硫粗精

14.04

1.34

11.11

氧化铜粗精

5.81

2.05

7.02

氧化铜扫精

2.80

0.71

1.17

尾矿

56.36

0.53

17.54

原矿

100.00

1.71

100.00

    加入大量硫化钠和丁基黄药后,采用先浮选硫化铜后浮选氧化铜流程,尾矿中含铜由0.68%降为0.53%,回收率仅提高8.19%,且选出的氧化铜品位太低,与选矿药剂成本相比,这部分铜金属量不抵生产成本,故先硫后氧工艺不适于本矿选矿。

5.8脂肪酸浮选铜及硫酸浸出法

原矿含硅20%以上,且硅孔雀石含量高,在常规浮选和硫化法浮选时,尾矿仍含0.5-0.6%情况下,考虑到用脂肪酸捕收硅孔雀石或浮选硫化铜尾矿用硫酸浸出氧化铜试验条件,做了一组试验。脂肪酸法选用油酸钠配合丁基黄药为铜捕收剂,浸出法用10%稀硫酸对铜浮选尾矿进行搅拌浸出生产硫酸铜。化验酸浸后浸出率,具体试验结果见表十三和表十四:

表十三:脂肪酸试验结果

试验条件

试验名称

产率%

铜品位%

铜回收率%

油酸钠200g/t

丁基黄药180g/t

碳酸钠调PH值=7.5

铜硫粗精

43.19

3.43

87.06

尾矿

56.81

0.38

12.94

原矿

100.00

1.70

100.00

脂肪酸试验结果显示,加入油酸钠后尾矿含铜降为0.38%,但同时发现因原矿含铁太高,油酸钠在捕收氧化铜矿物时将铁矿物也选出在粗精中,使浮选分离流程无法正常进行。由原矿含铁高因素,故排除脂肪酸选铜法。

表十四:硫酸浸出氧化铜试验结果

试验条件

试验名称

铜品位%

浸出率%

10%硫酸200Kg/t

搅拌浸出4小时

浸出尾矿

0.31

54.41

浮选尾矿(原矿)

0.68

100.00

浸出率=(原矿品位-浸出尾矿品位)/原矿品位*100

硫酸浸出试验结果与“先硫后氧”结果相似,均为产品产值不抵生产成本,试验结果更加验证了原矿矿物分析数据,即原矿氧化铜矿物大部分为极难选的硅孔雀石、胆矾和水胆矾,这部分含铜矿物将损失于尾矿中。

5.9粗选、扫选试验

各条件试验时,浮选流程为一次粗选,两次扫选,为增加铜回收率,增加一次粗选一次扫选,铜硫分离为二次扫选,试验结果见表十五:

表十五:粗选、扫选试验结果

试验名称

产率%

品位%

回收率%

铜硫粗选一

18.14

4.48

47.37

铜硫粗选二

6.73

3.94

15.20

混合扫选一

6.49

3.01

11.70

混合扫选二

3.91

2.84

6.43

混合扫选三

2.15

2.38

2.92

铁精矿

42.16

0.26

6.43

尾矿

20.42

0.82

9.94

原矿

100.00

1.71

100.00

    增加一次粗选和一次扫选后,铜在粗精、扫精中总回收率由原来的74.27%提高到83.63%,同时发现粗选二铜品位与粗选一品位相近,可将粗一、粗二合并精选,以提高铜精矿产率。

5.10精选试验

细度-200目为70%,石灰调PH=7.5,35%矿浆浓度,丁基黄药+丁铵黑药作铜硫捕收剂,硫化钠作氧化铜活化剂,2#油为起泡剂,分离时加少量乙硫氮捕收铜;选铁磁场强度为1500 GS条件下,对铜、硫、铁做了精选试验,具体试验指标见表十六,选矿工艺流程见图三,建议现场生产工艺流程见图四:

表十六:精选试验结果

试验名称

产率%

品位%

回收率%

Cu

S

TFe

Cu

S

TFe

铜精矿

3.49

17.62

40.42

\

36.26

17.98

\

铜中矿三

1.83

6.23

\

\

6.43

\

\

铜中矿二

2.46

3.92

\

\

5.85

\

\

铜中矿一

2.78

1.74

\

\

2.92

\

\

铜硫混合扫选一

6.18

3.24

\

\

11.71

\

\

铜硫混合扫选二

3.74

2.91

\

\

6.43

\

\

铜硫混合扫选三

2.03

2.46

\

\

2.92

\

\

分离扫选一

1.98

4.28

\

\

4.68

\

\

分离扫选二

1.06

3.23

\

\

1.75

\

\

硫精矿

11.84

0.55

45.68

\

4.09

69.01

\

铁精矿

41.82

0.26

0.14

68.37

6.43

0.76

63.52

尾矿

20.79

0.84

\

\

10.53

\

\

原矿

100.00

1.71

7.84

45.01

100.00

100.00

100.00

最终精选时加入少量乙硫氮,使铜精矿品位提高到17.62%,含金34.37g/t添加少量硫化钠后经过二次粗选,三次扫选使铜在精矿,中矿。扫精中总回收率达到78.95%。金和银富集在铜精矿中,铁精矿经一粗一精品位达到68.37%回收率为63.52%,硫精矿品位为45.68%,收率为69.01%,本次试验取得较为理想的技术指标结果。 

图三:铜、硫、铁混合浮选—分离—磁选选矿工艺流程

地质勘探

图四:建议现场生产工艺流程

地质勘探

五、结语

1、原矿属氧化铜硫铁矿,铜的氧化矿物含量较高,其中硅孔雀石,胆矾和水胆矾极为难选而损失在尾矿,是影响铜总回收率提高的主要因素。

2、原矿为酸性矿石,氧化钙+氧化镁与二氧化硅+三氧化二铝比值为0.4,自然PH5.5,浮选时加石灰调整矿浆PH值时需要的石灰量要超出一般矿用量,生产中应控制矿浆PH值为7.5-8,过量加石灰对铜硫矿物起到抑制作用。

3、适量的硫化物可活化氧化铜矿物,过量则抑制硫化铜矿物,硫化钠在矿浆中易氧化,因此应采取分段加药剂并严格控制药量。

4、硫化铜与氧化铜混合浮选及铜硫混合浮选再磨后分离适合于本矿特性,而先硫后氧和浮选尾矿酸浸产品变值不抵生产成本,故不予采纳。

5、原矿在磨矿过程中产生大量次生矿泥影响到铁精矿品位,生产中需要采取措施减轻矿泥对磁选的影响。

6、本次试验所用药剂为招远选矿药剂厂工业产品,生产时可配成    510%溶液使用。

7、本次小型开路选矿试验仅对客户所提供的本次矿样负责,矿样保留期为三个月。

以前我公司就曾向伊朗出口过磁选设备,此次为伊朗客户提供的是磁选结合浮选的综合选矿流程及相关选矿设备。相信随着我公司与伊朗各大矿山、选厂合作的不断加深,我们将会有更多的设备,成熟的选矿技术解决方案被应用到伊朗矿业中,为伊朗选矿业的健康可持续发展贡献公司的微薄之力,这也正好与我们公司创建之初确立的“立足中国,服务世界”的目标相吻合。