完整word版内蒙古苏尼特右旗铜铅锌矿选矿试验报告11.docx

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完整word版内蒙古苏尼特右旗铜铅锌矿选矿试验报告11

苏尼特右旗朱日和铜业有限责任公司

铜铅锌矿石可选性试验研究报告

东北大学

2008年7月

研究单位：

东北大学

主管科研院长：

韩跃新

项目负责人：

周世杰

课题组成员：

马龙秋　王成功周世杰　刘辉颜

报告编写：

周世杰

报告审核：

马龙秋王成功

化验分析：

东北大学化验测试中心

岩矿鉴定：

东北大学地质岩矿室

目　录

前言

受该矿的委托，东北大学矿物加工选冶研究室对该矿的铜铅锌矿石的矿样开展了矿石可选性试验研究工作。

我们对运来的矿石进行了破碎、化验分析，铜的品位为0.55%，铅的品位为1.19%，锌的品位为2.71%，经矿方同意后开展了可选性试验研究。

该铜铅锌矿矿石较富，硫品位很高。

矿石中金属矿物含量达53.38%。

矿石中最多的矿物为黄铁矿，其次为闪锌矿，其余为磁黄铁矿、方铅矿和黄铜矿，微量为银金矿。

矿石中闪锌矿、方铅矿和黄铜矿浸染粒度，均以粗粒为主，不均匀嵌布。

从几种矿物浸染粒度来看，应该有利于单体解离。

但结合矿物产出特征和嵌布关系却很复杂，对矿物单体解离有很大影响。

可认为矿物产出特征和嵌布关系是矿物难选的主要因素。

试验研究表明：

采用一段磨矿，铜铅采用一粗一扫四精，铜铅再进行分离；选锌采用一粗一扫四精的浮选工艺流程，使矿石中的有价金属铅、锌、铜矿物得到有效回收，并获得了较好的选别指标。

在原矿铜品位为0.55%、铅品位为1.19%及锌品位为2.71%条件下：

获得的铜精矿中铜品位23.32%、铅品位5.88%和锌品位1.12%，铜精矿中铜的回收率为80.34%、铅的回收率为9.77%及锌的回收率为0.82%；获得的铅精矿中铜品位0.64%、铅品位48.52%和锌品位3.29%，铅精矿中铜的回收率为1.65%、铅的回收率为57.80%及锌的回收率为1.72%；获得的锌精矿中铜品位0.54%、铅品位1.18%和锌品位43.90%，锌精矿中铜的回收率为4.65%、铅的回收率为4.69%及锌的回收率为76.78%的指标。

1试样的采取与制备

1.1试样的采取

本次试验矿样由甲方的工程技术人员负责采取，并送到东北大学。

1.2试样的制备

矿样送到学校后，在选矿实验室将运来的试验矿样按破碎流程图1-1，加工破碎至-2mm，进行混均、缩分、取样化验，化验样经东北大学中心化验室分析。

原矿

粗碎（PEF125X250mm）

中碎（PEF100X60mm）

细碎（对辊机Φ200X125mm）

筛分

混匀

备样混匀缩分

化验样试样

图1试样加工流程

2工艺矿物学研究

2.1矿石的化学组成

对试验原矿中主要化学元素分析结果见2-1，光谱半定量分析结果见表2-2。

表2-1原矿中主要元素化学分析结果

元素

Pb

Zn

Cu

Ag（g/t）

Au（g/t）

Fe

S

As

含量（%）

1.19

2.71

0.55

25.3

0.38

39.2

31.1

0.005

表2-2原矿光谱半定量分析结果（%）

元素

SO3

Fe2O3

SiO2

Al2O3

MgO

ZnO

PbO

MnO

含量

41.0

30.3

17.2

4.33

3.15

1.83

0.54

0.48

元素

CuO

K2O

CaO

TiO2

P2O5

Cr2O3

SeO2

ZrO2

含量

0.385

0.301

0.288

0.105

0.036

0.0117

0.0052

0.0029

2.2岩矿鉴定

该铜铅锌矿矿石较富，硫品位较高。

矿石中金属矿物含量达53.38%。

矿石中最多的矿物为黄铁矿，其次为闪锌矿，其余为磁黄铁矿、方铅矿和黄铜矿，微量为银金矿。

矿石中闪锌矿、方铅矿和黄铜矿浸染粒度，均以粗粒为主，不均匀嵌布。

以200目为例，方铅矿+200目粒级分布率为67.12%，其余-200目粒级分布率为32.88%；闪锌矿和黄铜矿+200目粒级分布率分别为59.91%和59.44%，-200目粒级分布率前者为40.09%，后者为40.56%。

从几种矿物浸染粒度来看，应该有利于单体解离。

但结合矿物产出特征和嵌布关系却很复杂，对矿物单体解离有很大影响。

可认为矿物产出特征和嵌布关系是矿物难选的主要因素。

另外矿石中有银金矿产出，矿石中含少量银与金，应注意回收。

银金矿多产于方铅矿中或产于方铅矿与黄铜矿颗粒间隙，呈粒间金存在。

由于银金矿与硫化物关系密切，在选别方铅矿和黄铜矿过程中，可随之一起选入精矿。

2.2.1矿石矿物组成

矿石中矿物种类比较多，金属矿物有6种，非金属矿物有6种，共12种。

且金属矿物含量多于非金属矿物含量，该矿石矿物组成的特点，在一般矿石是比较少见的。

针对矿石这一特点，选矿采用何种方法和流程，是需要认真分析和研究的，否则难以获得较好地经济技术指标。

另外在非金属矿物中，易泥化矿物较多，对选矿也会有一定影响。

矿物组成见表2-3。

表2-3矿石矿物组成及含量统计结果

金属矿物

非金属矿物（脉石矿物）

矿物

含量（%）

矿物

含量（%）

黄铁矿

32.57

石英

23.31

闪锌矿

12.01

透闪石

6.99

磁黄铁矿

4.16

黑云母

5.83

方铅矿

3.64

碳酸盐

4.66

黄铜矿

1.00

阳起石

3.50

银金矿

微

软玉

2.33

合计

53.38

合计

46.62

2.2.2主要矿物浸染粒度

矿石中对闪锌矿、方铅矿和黄铜矿进行了浸染粒度测定，结果发现三种矿物均以粗粒为主，且嵌布不均匀。

其中方铅矿浸染粒度略粗，而闪锌矿和黄铜矿+200目粒级分布率很相近，-200目粒级分布率也很相近，但黄铜矿-400目粒级分布率较高，达18.64%，而闪锌矿和方铅矿-400目粒级分布率基本一样。

总之，三矿物浸染粒度有所差别，但相差不大。

浸染粒度见表2-4。

表2-4主要矿物浸染粒度统计结果

 分布率

（%）

矿物

粒级（mm）

>0.15

0.15~0.10

0.10~0.075

0.075~0.056

0.056~0.037

<0.037

闪锌矿

25.89

23.02

11.00

16.28

14.53

9.28

累计

48.91

59.91

76.19

90.72

100.00

方铅矿

50.40

12.97

3.75

9.78

13.65

9.45

累计

63.37

67.12

76.90

90.55

100.00

黄铜矿

44.38

4.46

10.60

11.08

10.84

18.64

累计

48.84

59.44

70.52

81.36

100.00

2.2.3矿物产出特征

金属矿物：

（1）黄铁矿：

黄铁矿在矿石中多以自形晶（立方体）、半自形晶和他形晶粒状及其集合体产出（见照片5、6、7、9），另外有少数以胶状产出（见照片14、16）。

在黄铁矿颗粒间隙有闪锌矿、方铅矿和黄铜矿充填胶结，但方铅矿和黄铜矿又多分布在闪锌矿中，三者一起充填胶结黄铁矿（见照片7、9、10、14、16），该产出特征在矿石中普遍分布；还有的闪锌矿沿黄铁矿颗粒孔隙侵入，并包裹在黄铁矿颗粒中（见照片5、6）；同时黄铁矿被闪锌矿交代溶蚀，甚至被包裹在闪锌矿中（见照片10、13）；有的黄铁矿以细条纹状和细脉状沿脉石矿物裂隙充填产出（见照片11、13）。

（2）闪锌矿：

闪锌矿在矿石中多以他形粒状产出，粒度粗细不等，细粒多分布在脉石矿物中（见照片1、12）；粗粒多沿黄铁矿颗粒间隙充填胶结（见照片7、9、16）；闪锌矿中多包裹方铅矿、黄铜矿和磁黄铁矿，其中被方铅矿和磁黄铁矿交代现象明显（见照片11、13）；闪锌矿与方铅矿和黄铜矿嵌布关系密切，有互相包裹的现象，并常在一起出现紧密伴生。

（3）方铅矿：

方铅矿在矿石中以他形粒状分布在脉石矿物中，并多沿其裂隙产出（见照片8）；另外方铅矿以他形不规则状产出于闪锌矿中，并闪锌矿有交代作用，甚至包裹闪锌矿（见照片7、10、11、13）；方铅矿与闪锌矿关系极为密切。

另外方铅矿沿黄铁矿颗粒间隙和裂隙也有分布，并交代黄铁矿（见照片13）。

（4）磁黄铁矿：

磁黄铁矿在矿石中多以他形粒状产于脉石矿物中，与黄铜矿嵌布关系密切，且交代黄铜矿（见照片2）；磁黄铁矿颗粒包裹在黄铜矿颗粒中（见照片4）；另外也见到磁黄铁矿颗粒包裹于闪锌矿中（见照片3），总之磁黄铁矿与黄铜矿和闪锌矿嵌布关系密切。

（5）黄铜矿：

黄铜矿在矿石中多以他形粒状分布在脉石矿物中（见照片2、4），其次黄铜矿以不规则状包裹在闪锌矿中，并一起沿黄铁矿裂隙和颗粒间隙充填胶结（见照片7、10、16）；黄铜矿常被磁黄铁矿交代（见照片2），有的黄铜矿中又包裹磁黄铁矿颗粒（见照片4）。

（6）银金矿：

银金矿在矿石中以细粒状包裹方铅矿中，有的产于方铅矿与黄铜矿粒间。

银金矿粒度最大粒为0.02毫米，最细粒为0.001毫米。

银金矿在矿石中分布不均匀，在个别矿石中较富，尤其在石英脉石集中出现部位，则银金矿较为集中产出。

非金属矿物

（1）石英：

石英在矿石中以粒状、浑圆粒状和角砾状产出，在其颗粒间隙有透闪石、黑云母分布，并在石英的裂隙处有碳酸盐以脉状充填侵入。

（2）透闪石：

透闪石在矿石中以纤维状产出，多沿石英裂隙和粒间分布，并与阳起石相伴生。

有的透闪石在黑云母颗粒边缘分布，且呈交代作用。

（3）黑云母：

黑云母在矿石中以厚板状产出，解理比较发育，多分布在石英颗粒间隙。

黑云母有褪色化作用，并普遍。

（4）阳起石：

在矿石中以纤维状、小针状产出，与透闪石紧密伴生。

在阳起石颗粒边缘有软玉分布，并为软玉蚀变产物。

（5）软玉：

软玉在矿石中以细小针状晶体产出，与透闪石、阳起石伴生。

2.2.4矿石结构构造

（1）矿石构造：

致密块状构造：

矿石中有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铜矿等组成，致密、无空洞，矿物颗粒大小不定，分布无方向性，其中金属矿物含量占75%以上，仅含少量脉石矿物，则称为致密块状造。

浸染状构造：

矿石中有闪锌矿、方铅矿、黄铜矿和磁黄铁矿以他形粒状分布在脉石矿物中，则构成浸染状构造。

脉状构造：

矿石中黄铁矿以脉状、细脉状沿脉石矿物裂隙侵入，则形成脉状构造。

团块状构造：

矿石中黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铜矿等，组成较大的集合体，且大小不一，分布不均匀，某些部位较稠密，则形成团块构造。

条带状构造：

矿石中黄铁矿其集合体呈延长状分布，多呈宽度较窄延长较长的条带，条带成组，且大体平行，条带之内距离不等，则称为条带状构造。

（2）矿石结构

自形晶结构：

矿石中黄铁矿以立方体自形晶产出，则形成自形晶结构。

半自形晶结构：

矿石中黄铁矿自形晶体被其它矿物交代溶蚀，仅保持部分晶面完好，则称为半自形晶结构。

他形晶粒状结构：

在矿石中有闪锌矿、方铅矿、黄铜矿和磁黄铁矿等，颗粒晶形不完整，并以不规则状分布，则称为他形晶粒状结构。

包含状结构：

矿石中银金矿以粒状包裹在方铅矿中，又闪锌矿以粗粒包裹在黄铁矿中，形成包含状结构。

交代溶蚀结构：

矿石中黄铁矿被闪锌矿、方铅矿交代溶蚀，使黄铁矿成残余体，则称交代溶蚀结构。

填隙结构：

矿石中黄铁矿颗粒（自形晶）间隙被闪锌矿、黄铜矿充填侵入，形成填隙结构。

主要矿形态图片说明:

照片1闪锌矿（Sp）以细粒状，星散射状分布在脉石矿物（G）中，呈浸染状构造放大200X

照片2磁黄铁矿（ph）交代黄铜矿（Cp）颗粒

放大200X

照片3闪锌矿（Sp）颗粒中包裹黄铜矿（Cp）和磁黄铁矿（ph）颗粒

放大200X

照片4黄铜矿（Cp）以他形粒状产出，并包裹磁黄铁矿（ph）颗粒

放大200X

照片5闪锌矿（Sp）颗粒沿黄铁矿（Py）孔洞侵入，并包裹在黄铁矿中

放大200X

照片6闪锌矿（Sp）以不规则粒状包含在黄铁矿中

放大200X

照片7闪锌矿（Sp）颗粒沿黄铁矿自形晶颗粒间隙充填胶结，呈填隙结构

放大200X

照片8方铅矿（Ga）以不规则状分布在脉石矿物（G）中，呈浸染状构造

放大200X

照片9闪锌矿（Sp）沿黄铁矿粒间充填胶结

放大200X

照片10在黄铁矿（Py）颗粒间隙有闪锌矿（Sp）和黄铜矿（Cp）、方铅矿（Ga）一起充填胶结

放大200X

照片11方铅矿（Ga）交代闪锌矿（Sp），并包裹闪锌矿颗粒

放大200X

照片12闪锌矿（Sp）以不规则状和星散状分布在脉石矿物（G）中，呈浸染状构造放大200X

照片13方铅矿（Ga）交代闪锌矿（Sp）和黄铁矿（Py），使黄铁矿呈残余状

放大200X

照片14在黄铁矿（Py）颗粒间隙有闪锌矿（Sp）颗粒充填，黄铁矿呈胶状

放大200X

照片15矿石中方铅矿（Ga）交代闪锌矿（Sp）并包裹在闪锌矿中

放大200X

照片16胶状黄铁矿（Py）颗粒间隙有闪锌矿（Sp）充填胶结

放大200X

3矿石性质

3.1矿石密度

试验矿石的密度为4.19×103kg/m3，矿石的比重为4.19t/m3。

3.2磨矿细度-200目含量的曲线测定

试验样每袋1000克，磨矿浓度66.7%，进行磨矿细度-200目含量的曲线测定，测定数据见表3-1，磨矿细度-200目含量的曲线见图3-1。

表3-1磨矿细度测定数据

磨矿时间（min）

+200目重量（g）

-200目重量（g）

-200目含量（%）

3

467.70

532.30

53.23

5

253.49

746.51

74.65

7.5

155.90

844.10

84.41

10

80.54

919.46

91.95

15

44.46

955.54

95.55

3.3矿石可磨度测定

对试验样品进行了可磨度的测定，并与杨家仗子标准矿石可磨度进行了对比，试验结果见表3-2和图3-2。

表3-2矿石可磨度数据

磨矿时间

（分）

-200目含量（%）

试验样品

杨家杖子钼矿石

4

63.85

40.50

8

88.45

62.59

12

93.21

78.12

16

97.42

86.95

由图3-2及表3-1中的结果分析可知，试验样品比杨家杖子钼矿的标准矿石易磨。

4浮选探索性试验

采用铜铅优先浮选，然后再选锌浮选工艺流程，获得铜铅粗精矿经过四次精选，再进行铜铅分离，分别得到铜精矿和铅精矿；获得的锌粗精矿经四次精选得到锌精矿。

采用铜铅锌混合粗选，获得的粗精矿经过三次精选，然后进行铜铅和锌的分离，再进行铜铅分离浮选工艺流程，分别获得铜精矿、铅精矿和锌精矿。

优选浮选和混合浮选探索性试验结果见表4-1。

表4-1优选浮选和混合浮选探索性试验结果

试验

条件

产品名称

产率

（%）

品位（%）

回收率（%）

Cu

Pb

Zn

Cu

Pb

Zn

优先

浮选

铅精矿

1.02

0.42

45.16

5.86

0.78

38.71

2.21

铜精矿

1.31

19.24

2.65

1.23

45.83

2.92

0.59

锌精矿

2.31

0.28

1.26

38.27

1.18

2.45

32.62

混合

浮选

铅精矿

1.64

1.38

26.99

7.86

4.11

37.20

4.76

铜精矿

1.77

18.91

9.34

4.63

60.86

13.82

3.02

锌精矿

2.05

0.56

3.68

39.65

2.09

2.78

29.99

试验结果表明：

混合浮选获得精矿含杂质（互含）明显高于优先浮选获得精矿，故选用优先浮选工艺流程处理该铜铅锌矿石为宜。

5浮选条件试验

5.1磨矿细度浮选试验

试验条件及试验流程见图5－1，试验结果见表5－1。

表5－1　　磨矿细度浮选试验结果　

试验条件

产品名称

产率

（%）

品位（%）

回收率（%）

Cu

Pb

Zn

Cu

Pb

Zn

-200目55%

粗精矿

9.18

4.37

9.01

6.53

71.05

69.48

21.93

尾矿

90.82

0.18

0.40

2.35

28.95

30.52

78.07

原矿

100.00

0.56

1.19

2.73

100.00

100.00

100.00

-200目65%

粗精矿

10.52

4.32

7.97

6.55

80.89

71.69

25.50

尾矿

89.48

0.12

0.37

2.25

19.11

28.31

74.50

原矿

100.00

0.56

1.17

2.70

100.00

100.00

100.00

-200目75%

粗精矿

10.68

4.49

7.98

6.38

84.30

72.06

25.32

尾矿

89.32

0.10

0.37

2.25

15.70

27.94

74.68

原矿

100.00

0.57

1.18

2.69

100.00

100.00

100.00

-200目85%

粗精矿

11.04

4.15

7.72

6.23

85.12

72.69

25.41

尾矿

88.96

0.09

0.36

2.27

14.88

27.31

74.59

原矿

100.00

0.54

1.17

2.71

100.00

100.00

100.00

从表5－1看出随着磨矿细度的增加粗精矿中铅和铜的回收率有所增加，故确定磨矿细度－200目占75%为宜。

5.2氧化钙用量浮选试验

试验条件及试验流程见图5－2，试验结果见表5－2。

表5－2　　　氧化钙用量浮选试验结果　

试验条件

产品名称

产率

（%）

品位（%）

回收率（%）

Cu

Pb

Zn

Cu

Pb

Zn

CaO：

0g/t

pH=6.75

粗精矿

42.46

1.20

2.38

2.55

92.68

85.01

39.81

尾矿

57.54

0.07

0.31

2.84

7.32

14.99

60.19

原矿

100.00

0.55

1.19

2.72

100.00

100.00

100.00

CaO：

1000g/t

pH=7.76

粗精矿

29.75

1.70

3.34

3.06

90.31

82.00

33.67

尾矿

70.25

0.08

0.31

2.55

9.69

18.00

66.33

原矿

100.00

0.56

1.21

2.70

100.00

100.00

100.00

CaO：

2000g/t

pH=9.18

粗精矿

19.01

2.65

5.09

4.50

89.88

79.93

29.79

尾矿

80.99

0.07

0.30

2.49

10.12

20.07

70.21

原矿

100.00

0.56

1.21

2.87

100.00

100.00

100.00

CaO：

3000g/t

pH=10.97

粗精矿

12.32

3.99

7.35

5.99

87.51

76.91

27.02

尾矿

87.68

0.08

0.31

2.27

12.49

23.09

72.98

原矿

100.00

0.56

1.18

2.73

100.00

100.00

100.00

CaO：

4000g/t

pH=11.50

粗精矿

10.68

4.49

8.01

6.38

84.30

72.13

25.36

尾矿

89.32

0.10

0.37

2.25

15.70

27.87

74.64

原矿

100.00

0.57

1.19

2.69

100.00

100.00

100.00

从上表试验指标可以看出：

采用氧化钙来调节矿浆pH值，随pH的升高，粗精矿的产率明显下降，故铜、铅的回收率随之下降。

当不加氧化钙时，粗精矿的产率达42.46%，接近浮选出原矿的一半，从试验情况看，大部分黄铁矿和磁黄铁矿等被浮上来，对下面提高精矿品位影响很大。

从探索性试验中也发现，混合浮选选上来的黄铁矿再抑制比较困难的，严重影响精矿的品位，同时，在中矿返回时会造成恶性循环，流程不畅通。

因此，选定氧化钙的适宜用量为4000g/t来做条件试验。

5.3亚硫酸钠与硫酸锌用量浮选试验

对锌矿物的抑制选用亚硫酸钠和硫酸锌药剂，试验流程及试验条件见图5－3，试验结果见表5－3。

表5－3　　　亚硫酸钠与硫酸锌用量浮选试验结果　

试验条件

（g/t）

产品

名称

产率

（%）

品位（%）

回收率（%）

Cu

Pb

Zn

Cu

Pb

Zn

Na2SO3：

500

ZnSO4：

1000

粗精矿

12.07

3.34

6.08

5.29

74.13

61.61

23.53

尾矿

87.93

0.16

0.52

2.36

25.87

38.39

76.47

原矿

100.00

0.54

1.19

2.71

100.00

100.00

100.00

Na2SO3：

1000

ZnSO4：

1000

粗精矿

11.24

3.65

6.38

5.19

74.29

60.39

21.57

尾矿

88.76

0.16

0.53

2.39

25.71

39.61

78.43

原矿

100.00

0.55

1.19

2.70

100.00

100.00

100.00

Na2SO3：

1000

ZnSO4：

1500

粗精矿

11.08

3.56

6.72

4.78

72.29

62.15

19.56

尾矿

88.92

0.17

0.51

2.45

27.71

37.85

80.44

原矿

100.00

0.55

1.20

2.71

100.00

100.00

100.00

Na2SO3：

1500

ZnSO4：

1500

粗精矿

10.56

3.74

6.92

4.82

72.20

61.75

18.79

尾矿

89.44

0.17

0.51

2.46

27.80

38.43

81.21

原矿

100.00

0.55

1.19

2.71

100.00

100.00

100.00

上表试验结果表明亚硫酸钠与硫酸锌的适宜用量为：

Na2SO3为1000g/