含黄铁矿的多金属矿石选矿技术的完善

含黄铁矿的多金属矿石选矿技术的完善 B·A·钱图利亚 　等 摘 　要 　工艺矿物学研究结果表明 ,在马列耶夫斯克变质多金属矿石中有磁性黄铜矿变种存在。矿石预先磁选可将它们分离到磁 性产品中 ,然后用硫酸浸出磁性产品 ,得到置换铜和锌精矿。非磁性产品用 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 的浮选法处理 ,得到锌精矿、铅精矿和铜精 矿。这种联合工艺流程可有效地处理变质铜锌矿石 ,使同名商品精矿的锌、铅和铜回收率分别提高 5154 %、1155 %和 12185。 关键词 　铜矿　锌矿　浮选　磁选　浸出　变质矿石　硫化矿 　　难选矿石的特点是结构呈微小结晶状。用物理 和物理化学选矿方法很难分离它们 ,使得工业矿物损 失很大。矿物紧密共生使选矿过程更为复杂 ,因此此 时会将非工业矿物和有害矿物分离到精矿中 ,而将有 价值的矿物损失到尾矿中。很多研究方向都集中在 确定矿物可浮性与其物理化学性质的关系上。 目前 ,在阿尔泰地区的大型矿山 (卢布佐夫斯 克、尼古拉耶夫斯克和马列耶夫斯克矿床)的有色金 属矿原料基地储量平衡表中 ,约 80 %储量为难选矿 石 ,所以 ,提出了制定能确保综合利用自然资源的工 艺课题。 决定用规模最大的于 2000 年开始投产的马列 耶夫斯克矿床的矿石作为研究的主要对象。生产实 践表明 ,该矿所采用的选矿工艺不是有效的。 应该指出 ,最初在马列耶夫斯克矿山设备安装 和矿石加工工艺流程制定时 ,将矿石分为两种工业 类型 :多金属矿石和铜锌矿石。根据俄罗斯有色金 属矿冶科学研究所的研究结果得出以下结论 ,即必 须分别处理铜锌矿石和多金属矿石 ,并且确定两种 类型矿石的分界限以矿石中铅含量 016 %为准。 处理马列耶夫斯克矿石最初 2 年内 ,选矿获得 的精矿金属回收率和品位与 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 要求的有差异。为 了解决这个问题 ,对马列耶夫斯克矿石的物质成分 进行了实验室研究。 变质矿石的特征参数是高的磁化系数 ,并且矿 石中磁性矿物的存在决定了它的异常磁性特征。考 虑上述因素进行了以下综合研究。对铜含量高的锌 精矿进行磁选 ,在磁选机线圈不同电流强度时产生 的磁场中分离出 10 个不同的组分。 试验表明 ,磁性组分中含 70 %黄铜矿和 3 %～ 5 %闪锌矿。其中黄铜矿的颗粒是单体的 ,实际上不 含任何包体 ,但是黄铜矿具有很高的磁化系数。磁 性黄铜矿的光学性质与普通黄铜矿的没有区别。在 磁选分离出的黄铜矿颗粒中未发现磁黄铁矿和方黄 铜矿这类磁性矿物的微细包体。 为了研究这种因素 ,测定了在加热时黄铜矿的 磁性变化。试验是用处理马列耶夫斯克多金属矿石 获得的铜精矿进行的。煅烧温度为 200～400 ℃。 试验结果表明 ,黄铜矿的磁化系数随煅烧温度 的升高而增大 (见表 1) 。显微镜观察表明 ,加热后 的黄铜矿并未形成新的矿物。 表 1 　加热条件下黄铜矿物理性质的变化 温度/ ℃ 加热不同时间后黄铜矿的磁化系数 10 min 15 min 20 min 正常条件下 3118·10 - 5 3118·10 - 5 3118·10 - 5 200 3716·10 - 5 3912·10 - 5 39123·10 - 5 250 1189·10 - 4 715·10 - 4 8318·10 - 4 300 2163·10 - 3 2179·10 - 3 3108·10 - 3 350 2197·10 - 3 3147·10 - 3 4111·10 - 3 400 3134·10 - 3 4102·10 - 3 4118·10 - 3 这样 ,通过提高变质矿区的矿物磁化系数 ,可以分 离出含磁性黄铜矿的矿石 ,并将它们单独处理。因此 , 在季良诺夫斯克采选公司实验室进行了标准流程闭路 试验 ,和先将浮选原矿预先磁选 ,然后按标准流程和工 艺 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 对非磁性产品进行闭路浮选试验(图 1) 。 62 　　　 　　　　国 　外 　金 　属 　矿 　选 　矿 　　　　　　　　　　　　2005. 11 采集自马列耶夫斯克矿山的多金属矿样的特点 是磁化系数比较高 ,为 517·10 - 3 ,样品中金属含量 为 ( %) :Zn 1131、Pb 1193、Cu 2117 和 Fe 18192 ,物 相分析结果 :氧化锌 0132 % ,硫化锌 10199 % ;氧化 铅及难选铅 0116 % ,硫化铅 1177 % ;氧化铜和次生 铜 0112 % ,硫化铜 2105 %。造岩矿物组分 ( %) : SiO2 8154、Fe2O3 31175、CaO 3166、MgO 2108、BaO 8125 和 Al2O3 2156。样品浸出液 p H 718 ,其中含 ( mg/ L ) : 46819 Ca2 + 、5614 Mg2 + 、78319 SO2 -4 、 0115 Zn2 + 、0102 Pb2 + 和 0114 Cu2 + 。 在具有高磁化系数的变质矿石闭路试验时 ,将浮选作业的原矿进行磁选 ,可分出产率为 21825 %的磁性产品。在按照标准流程和工艺制度浮选非磁性产品时 ,可以提高浮选工艺指标 ,同名产品的锌、铅和铜回收率分别提高了 2177 %、0197 % 和1156 %。精矿的质量也相应提高 : 锌品位提高1150 % ,铅提高 0179 %和铜提高 1182 %。特别是锌精矿中的铜含量从 1197 %降到了 0165 %。因此可以直接发送给消费者。闭路浮选试验金属平衡表如表 2 所示。 表 2 　闭路浮选试验结果 产　品 产率/ % 含量/ % 回收率/ %Pb Zn Cu Fe Pb Zn Cu Fe 铁 标准制度 锌粗矿 18147 0162 53196 1197 8137 5193 88112 14173 8117 铜精矿 7101 5123 3176 27108 27181 19100 2133 76189 10131 铅精矿 3146 39153 11132 2157 16173 70183 3146 3160 3106 尾　矿 71106 0111 0197 0117 20189 4123 6109 4178 78146 原　矿 100100 1193 11131 2147 18192 100100 100100 100100 100100 带磁选预选的标准制度 磁性产品 2187 0154 6128 5197 28113 0180 1159 6194 4127 非磁性产品 97113 1197 11146 2137 18165 99120 98141 93106 95173 原　矿 100100 1193 11131 2147 18192 100100 100100 100100 100100 非磁性产品浮选结果 锌精矿 18153 0169 55146 0165 6197 6168 92136 5124 7113 铜精矿 6171 4181 3155 28190 28113 16185 2114 84130 10141 铅精矿 3144 40132 10197 2134 15177 72138 3139 3150 2199 尾　矿 68145 0111 0134 0123 21103 3129 0152 0102 75119 非磁性产品 97113 1197 11146 2137 18165 99120 98141 93106 95173 原矿磁选预先和非磁性产品浮选结果 磁性产品 2187 0154 6128 5197 28113 0180 1159 6194 4127 锌精矿 18153 0169 55146 0165 6197 6163 90189 4188 6183 铜精矿 6171 4181 3155 28190 28113 16171 2110 78145 9197 铅精矿 3144 40132 10197 2134 15177 71180 3133 3126 2186 尾　矿 68145 0111 0134 0123 21103 4106 2108 6148 76107 原　矿 100100 1193 11131 2147 18192 100100 100100 100100 100100 　　在使用此工艺时 ,磁性产品的处理成为一个悬而 未决的问题。将磁选产品混到锌精矿中可得到以下成 份的锌精矿 ( %) :48187 Zn、0167 Pb、1136 Cu 和 9181 Fe。消费者对这种锌精矿的锌品位和铁含量都接受。 处理这种磁性产品的另一种方法就是用充酸浸 出。用 100 g 样品进行试验。在一定条件下浸出 , 然过滤矿浆 ,对浸出渣和溶液进行化学分析 (图 2) 。 从曲线图可明显看出 :在由马列耶夫斯克多金 属矿石获得的磁性产品酸浸时 ,在硫酸消耗量 90 kg/ t , - 74μm 粒级含量为 95 % ,浸出时间为 6 h ,浸 出温度为 90 ℃时 ,可获得令人满意的指标。 　　这些参数是浸出磁性产品获得最终产品的验证 试验 (图 3)的依据。 在浮选机 (搅拌器)中制浆 ,倒入必须数量的水或 者循环溶液 ,加入 500 g 干的磁性产品 , 搅拌 5 min。 图 2 　磁性产品中的锌( 1)和铜( 2)回收率 与浸出条件之间关系曲线 直到获得均匀的矿浆。加入 90 kg/ t 的硫酸。然后 将矿浆转入到两槽浮选机中。充入空气浸出 6 h ,浓 缩和过滤后 ,固相作为抛弃尾矿排出。在搅拌槽中 722005. 11 　　　　　　　　　　　　国 　外 　金 　属 　矿 　选 　矿 　　　　　　　 硫酸酸化后的溢流和溶液合并 ,给入下一批磁性产 品浸出作业中。根据有色金属离子累积程度 ,溶液 给入氢氧化物沉淀作业中。 表 3 　处理磁性产品的实验室试验金属平衡结果 产　品 产率/ % 含量/ % 回收率/ % Pb Zn Cu Fe Pb Zn Cu Fe 置换铜 7197 0100 0100 58172 31142 0100 0100 78143 8191 锌精矿 12126 0100 41185 0102 0170 0100 81172 0104 0131 铁 - 钙滤饼 26140 0100 0118 0107 13120 0100 0176 0131 12139 尾　矿 53136 1101 2106 2137 41133 100100 17152 21122 78140 总尾矿 79176 0168 1144 1161 32102 100100 18128 21153 90179 磁性产品 100100 0154 6128 5197 28113 100100 100100 100100 100100 考虑原先试验的金属平衡表 置换铜 0123 0100 0100 58172 31142 0100 0100 5144 0138 锌精矿 0135 0100 41185 0102 0170 0100 1130 0100 0101 磁性产品尾矿 2129 0168 1144 1161 32102 0180 0129 1149 3187 磁性产品 2187 0154 6128 5197 28113 0180 1159 6194 4127 锌精矿 18153 0169 55146 0165 6197 6168 92136 5124 7113 铜精矿 6171 4181 3155 28190 28113 16185 2114 84130 10141 铅精矿 3144 40132 10197 2134 15177 72138 3139 3150 2199 非磁性矿尾矿 68145 0111 0134 0123 21103 3129 0152 0102 75119 非磁性产品 97113 1197 11146 2137 18165 99120 98141 93106 95173 原　矿 100100 1193 11131 2147 18192 100100 100100 100100 100100 处理变质矿石的金属总平衡表 (锌精矿和总尾矿) 置换铜 0123 0100 0100 58172 31142 0100 0100 5144 0138 铜精矿 6171 4181 3155 28190 28113 16185 2114 84130 10141 总铜矿 6193 4165 3143 29188 28124 16185 2114 89174 10179 锌精矿 18189 0168 55121 0164 6185 6168 93166 5124 7115 铅精矿 3144 40132 10197 2134 15177 72138 3139 3150 2199 尾　矿 70174 0113 0138 0128 21138 4109 0181 1152 79107 原　矿 100100 1193 11131 2147 18192 100100 100100 100100 100100 　　由于浸出液循环使得金属离子发生富集。浸出 液循环 5 次以上是不合理的 ,因为这样会使更多的 金属损失到滤液中。 按以下顺序处理磁性产品浸出得到的溶液 : 1)用熟石灰沉淀磁性产品浸出溶液中的金属。 熟石灰消耗量为 10～12 kg/ m3 ,温度为 20 ℃,浸出 溶液 p H 815～910 ,溶液过滤后返回到流程起始处。 2)氢氧化物滤饼用硫酸浸出 1 h ,浸出的液固比 为(2～3) ∶1 ,浸出温度为 60～65 ℃,溶液最终 p H 210～310 ,锌和铜进入溶液中 ,大部分铁进入滤饼 中。过滤后的溶液顺序进入铜和锌沉淀作业中 ,铁 - 钙滤饼与浮选尾矿合并。 3) 在 30 ℃下 ,用铁棒从溶液中置换铜 30 min。 过滤后溶液给入锌沉淀作业中。 4)在 20 ℃下添加无水碳酸钠至 p H 810～815 , 沉淀锌 1 h。 处理磁性产品获得的技术指标如表 3 所示。 实验室研究结果表明 ,在变质矿石中有磁性黄铜 矿变种存在。制定了联合处理这种矿石的工艺。该工 艺包括对浮选原矿预先磁选 ,然后用硫酸浸出磁性产 品。此工艺能有效地处理变质矿石 ,使同名商品精矿 的锌、铅和铜回收率分别提高 5154 %、1155 %和 12185。 (屈风华 　李伍孝 ;李长根) (051105) 82 　　　 　　　　国 　外 　金 　属 　矿 　选 　矿 　　　　　　　　　　　　2005. 11