甘肃索铜沟铅锌矿选矿试验报告.docx
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甘肃索铜沟铅锌矿选矿试验报告
甘肃某铅锌矿可选性
试验研究报告
四川省地质矿产勘查开发局
成都综合岩矿测试中心
二OO六年九月十六日
主任:
高明远
总工程师:
熊及滉
研究所所长:
杨晓军
何剑
项目负责
报告编写
试验人员:
商容生刘志刚何剑
岩矿鉴定:
陈林
化验人员:
徐晓霞唐健郑若锋
报告审定:
杨晓军
一、前言………………………………………………………3
二、试样的采取及制备………………………………………4
三、原矿X荧光光谱分析……………………………………5
四、原矿化学多项分析………………………………………6
五、原矿的特征及矿物组成…………………………………7
六、浮选试验…………………………………………………9
1.磨矿时间细度试验……………………………………………9
2.磨矿细度条件试验……………………………………………10
3.不同浮选方案对比试验………………………………………11
4.开路精选试验…………………………………………………21
5.浮选闭路试验…………………………………………………23
七、结语………………………………………………………26
一、前言
甘肃某铅锌矿试样于2006年8月13日由委托方甘肃肃南中资国信矿业有限公司采取并送至试验单位,要求试验单位四川省地质矿产勘查开发局成都综合岩矿测试中心对该铅锌矿试样进行回收铅锌的可选性选矿试验。
根据委托方的要求,本次矿样为两个不同的原矿按1︰2.5进行配矿的样品,通过X荧光光谱分析和物相分析结果可以看出该铅锌矿为低品位、硫化铅氧化锌为主的难选铅锌矿。
本次试验确定最终浮选流程为选铅“一粗一扫二精”,选锌“一粗二扫三精”的闭路流程,铅精矿中Pb品位57.81%,Pb回收率95.42%,Zn品位4.00%,Zn回收率20.79%;锌精矿中Zn品位30.46%,Zn回收率69.20%,Pb品位5.555%,Pb回收率4.05%;尾矿中Pb品位0.025%,Pb回收率0.53%,Zn品位0.155%,Zn回收率10.01%,试验所获的指标较佳,最终精矿产品见表1。
表1最终精矿产品指标
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
7.28
57.81
4.00
95.42
20.79
锌精矿
3.22
5.555
30.46
4.05
69.20
尾矿
89.50
0.025
0.155
0.53
10.01
原矿
100.00
4.41
1.40
100.00
100.00
二、试样的采取及制备
该矿样由委托方甘肃肃南中资国信有限公司自行采取并运送到试验单位四川省地质矿产勘查开发局成都综合岩矿测试中心矿产研究所,此矿石由2个木制集装箱包裹,矿样分为2个点,我所按木制集装箱里的标签分为1#和2#,分别进行破碎、制备、分析等工作,试验样制备工艺流程见图一。
将1#和2#矿样的分析报告发送至委托方后,按委托方的要求进行了1#︰2#=1︰2.5的配矿工作,原矿X荧光光谱分析结果和多项分析结果见第三章和第四章。
图1试验样制备工艺流程图
三、原矿X荧光光谱分析
1、1#原矿X荧光光谱分析
1#原矿X荧光光谱分析结果见表2:
表21#原矿X荧光光谱分析结果
项目
Al2O3
MgO
SiO2
P2O5
K2O
CaO
MnO
含量(%)
5.99
0.233
65.96
0.0362
1.72
11.01
0.362
项目
Fe2O3
S
CuO
ZnO
SrO
PbO
NiO
含量(%)
3.66
0.221
0.062
0.897
0.0053
1.42
0.0019
项目
TiO2
V2O5
As2O3
Bi2O3
Cr2O3
BaO
WO3
含量(%)
0.0385
0.0101
0
0.0008
0.0927
0.0048
0.0016
2、2#原矿X荧光光谱分析
2#原矿X荧光光谱分析结果见表3:
表32#原矿X荧光光谱分析结果
项目
Al2O3
MgO
SiO2
P2O5
K2O
CaO
MnO
含量(%)
4.11
0.258
68.62
0.0292
1.13
9.25
0.233
项目
Fe2O3
S
CuO
ZnO
SrO
PbO
NiO
含量(%)
1.93
0.500
0.133
1.73
0.0043
3.24
0.0021
项目
TiO2
V2O5
As2O3
Bi2O3
Cr2O3
BaO
WO3
含量(%)
0.0303
0.0123
0
0.0013
0.0720
0.0057
0
根据原矿X荧光光谱的定性-半定量分析结果,随后做了定量的原矿化学多项分析。
四、原矿化学多项分析
由于委托方要求将1#原矿和2#原矿进行按比例配矿,所以先分析了1#原矿和2#原矿的铅锌总量,分析结果见表4和表5。
表41#原矿铅锌总量分析结果
项目
Pb
Zn
含量(%)
2.45
0.84
表52#原矿铅锌总量分析结果
项目
Pb
Zn
含量(%)
5.17
1.50
将1#原矿和2#原矿按1︰2.5进行配矿作为此次试验的试验样,配矿后的原矿铅锌总量分析结果见表6,物相分析结果见表7,原矿化学多项分析结果见表8。
表6试验样原矿铅锌总量分析结果
项目
Pb
Zn
实际含量(%)
4.10
1.41
配矿理论含量(%)
4.39
1.31
表7试验样原矿物相分析结果
项目
Pb0中Pb
PbS中Pb
ZnO中Zn
ZnS中Zn
含量(%)
1.15
2.95
1.285
0.11
表8试验样原矿化学多项分析结果
项目
Pb
Zn
Ag
As
Cu
Fe
SiO2
含量(%)
4.10
1.41
19.5*
5.5026*
0.08
1.517
31.55
项目
Al2O3
Ca
Mg
Mn
Hg
-
-
含量(%)
6.234
6.4795
1.4345
0.19305
0.35*
-
-
注:
带*的单位为克/吨。
五、原矿的特征及矿物组成
由于该矿样多为粉状,故鉴定样品在选矿大样中拣取大块共2件,为了确定其脉石矿物的组成成份,故磨制薄片2片、光片2片进行鉴定。
拣块时发现,选矿样多为疏松细碎的粉状,故只能在少量的致密块体中拣取2件作制片鉴定之用(因细碎样品无法制片进行结构、构造、定名等鉴定工作),这就造成了所选样品是否有足够代表性的问题,就目前来看其代表性较差。
为了确定块状样品的物质组成,故做了以下的岩矿鉴定。
通过鉴定,所拣块2件致密块体样品中未发现铅、锌矿物,岩性分别为细粒花岗岩及含赤铁矿石英方解石脉(或含赤铁矿中细晶灰岩),推测其应为铅锌含量极低的矿体内夹石或矿体顶、底板样品。
反观选矿样多为疏松细碎的粉状,说明矿石为氧化的铅锌矿石(品位见选矿报告)。
①细粒花岗岩
岩石呈灰黄色带浅红色色调,致密块状。
岩石具花岗岩结构,块状构造,矿物粒度多集中在0.3-1.5mm之间,具细粒结构。
岩石主要由钾长石(35-40%)、斜长石(20-25%)、石英(30-35%)、白云母(5-10%)组成,微-少量的针铁矿,偶见黄铁矿(残余)。
岩石的后期蚀变较弱,主要表现为长石的蚀变,形成蚀变矿物方解石、黏土矿物、绢云母,其中方解石化蚀变相对较弱,形成较多的方解石。
钾长石:
半自形-它形晶,多为条纹长石,以方解石化、黏土化蚀变为主,少量绢云母化,方解石化形成分布于原矿物晶粒中的较多方解石,粘土化使薄片中钾长石表面“变脏”。
石英:
它形粒状及其集合体产出,充填于其它矿物不规则的空隙中。
白云母:
鳞片状及其集合体产出,较均匀分布于岩石中,多出现于其它矿物粒间,少量被其它矿物包裹(呈包体)。
另见少量白云母解理缝及边缘分布较多针铁矿,其有可能为黑云母转变(蚀变)而来,析出的针质形成针铁矿残留于解理缝、边缘。
方解石:
它形粒状,由长石的方解石化而形成,沿长石裂隙及边缘交代,多分布于长石晶粒中。
针铁矿:
次生氧化矿物,呈集合体产出。
a.以具原矿物假象的集合体出现,集合体外形呈自形-半自形晶,偶见有黄铁矿残余的集合体,集合体一般为0.03-0.2mm。
b.细脉状,细网脉状,不规则状分布于长石粒间及长石解理缝、裂隙中,脉宽约0.005-0.01mm,使薄片中长石呈现褐黄色色调。
另见少量分布于其它矿物裂隙及粒间。
黄铁矿:
偶见于针铁矿集合体中,呈交代残余出现。
②含赤铁矿石英方解石脉(或含赤铁矿中细晶灰岩)
由于所拣块样品野外产状等地质情况不清,故给出两个岩石名称供选择,若野外呈脉状产出,则定名为含赤铁矿石英方解石脉,若野外呈层状产出,则定名为赤铁矿中细晶灰岩。
岩石整体灰色带红色色调,夹灰白色,铁黑色,致密块状。
岩石具有-细晶结构。
块状构造,赤铁矿具斑杂状构造。
矿物成分为:
方解石60-70%、石英10%、赤铁矿20-30%。
方解石:
它形晶,粒度一般0.1-0.6mm,粒状紧密镶嵌,在其构成的基底中有赤铁矿集合体分布。
石英:
它形晶,粒度一般0.5-5mm,相对集中分布于岩石局部,与方解石集中区有较为清晰的界线,在双者接触处见有垂直于接触面“梳状”排列的石英存在,远离接触面则过渡为它形粒状石英。
见少量石英分布于方解石基底中,其粒度相对较小,一般0.1-0.3mm,呈单晶或集合体出现,零星分布。
赤铁矿:
多呈集合体出现,标本中铁黑色,条痕褐红色,集合体呈团块状(大者15mm)、似脉状(大者脉宽10mm±,一般1-8mm),集合体中见石英、方解石混杂,杂质含量多在少量—30%间变化,该类集合体多分布于方解石基底中。
另见少量赤铁矿呈微细尘点状浸染方解石及部分石英,使它们呈现红色色调,其多呈微细包体均匀分布。
六、浮选试验
1.磨矿时间细度试验
为了查明该矿物在不同的磨矿时间粒度的特性,特称取500g矿样分别做了磨矿时间为5/、7/、9/、11/的试验,矿浆浓度为58.82%。
先湿筛,烘干后再干筛称重,试验结果见表9。
表9磨矿时间细度试验结果
磨矿时间(分)
磨矿细度(-200目含量)
5
60.5%
7
68.5%
9
90%
11
93%
2.磨矿细度条件试验
分别做了5/、7/、9/的3个磨矿细度的铅粗选试验,比较哪个磨矿细度比较适合该矿的选别,试验流程见图二,试验结果见表10。
表10磨矿细度条件试验结果
磨矿细度
(-200目%)
产品名称
产率(%)
Pb品位(%)
Pb回收率(%)
60.5%±
铅精矿
6.40
59.43
81.38
68.5%±
铅精矿
7.44
56.43
94.58
90%±
铅精矿
15.02
28.59
92.90
从表10不同磨矿细度铅粗选试验结果中可以看出,磨矿细度在68.5%±的时候较好,Pb品位为56.43%,Pb回收率为94.58%,在工业生产中也很容易达到此磨矿细度。
3.不同浮选方案对比试验
本试验主要研究各种不同的调整剂、捕收剂对该铅锌矿的浮选效果,从而确定一种适合该矿的浮选流程方案。
由于该矿中铅以硫化铅为主,锌以氧化锌为主,且同时含有少量的氧化铅和硫化锌。
所以,以下方案都是以先选铅,后选锌为主干流程,由于选铅指标较好,且铅精矿中含锌不高,就未做铅锌混选、再铅锌分离的工艺流程。
①方案一
方案一流程见图三,试验结果见表11。
由表11结果可以看出:
铅精矿中Pb品位59.46%,Pb回收率81.28%,且铅精矿中锌的含量不超标,铅属于易选产品;锌精矿中Zn品位7.12%,Zn回收率16.83%,且锌精矿中铅的含量较高,为了在前面选铅部分尽量把铅选完,所以又做了方案二流程。
表11方案一试验结果表
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
6.47
59.46
1.60
81.28
7.26
锌精矿
3.37
18.01
7.12
12.82
16.83
尾矿
90.16
0.31
1.20
5.90
75.91
原矿
100.00
4.73
1.43
100.00
100.00
②方案二
方案二流程见图四,试验结果见表12。
由表12结果可以看出:
此次试验中铅精矿中Pb品位56.40%,Pb回收率94.56%,且锌精矿中Pb品位2.40%,Pb回收率2.45%,说明Pb已经浮选的比较干净,选铅工艺流程条件较好,下一步主要针对选锌工艺流程作调整,因此做了以后的方案试验。
表12方案二试验结果表
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
7.41
56.40
2.19
94.56
11.83
锌精矿
4.51
2.40
4.75
2.45
15.62
尾矿
88.08
0.15
1.13
2.99
72.55
原矿
100.00
4.42
1.37
100.00
100.00
③方案三
表13方案三试验结果
产品名称
产率(%)
Zn品位(%)
Zn回收率(%)
铅精矿
8.93
1.76
11.16
锌精矿
8.53
2.67
16.15
锌中矿
8.73
2.27
14.05
尾矿
73.81
1.12
58.64
原矿
100.00
1.41
100.00
方案三流程见图五,试验结果见表13,从表13中可以看出选锌的指标并不是很理想。
④方案四
方案四流程见图六,试验结果见表14,从表14中可以看出选锌的指标也不是很理想。
方案三和方案四选锌的指标都不是很好,查明原因可能是硫化钠用量较少,导致硫化效果不好,故做了方案五试验。
表14方案四试验结果
产品名称
产率(%)
Zn品位(%)
Zn回收率(%)
铅精矿
9.33
2.02
13.36
锌精矿
1.79
7.10
9.02
锌中矿
3.17
1.81
4.07
尾矿
85.71
1.21
73.55
原矿
100.00
1.41
100.00
⑤方案五
表15方案五试验结果
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
15.00
28.57
2.29
92.92
23.30
锌精矿
14.25
1.92
7.29
5.93
70.46
尾矿
70.75
0.075
0.13
1.15
6.24
原矿
100.00
4.61
1.47
100.00
100.00
方案五流程见图七,试验结果见表15,从表15中可以看出,虽然锌精矿中Zn品位不高,但是Zn回收率已经达到了70.46%,尾矿中铅、锌的含量都很低,说明方案五是可行的,锌精矿中Zn品位不高,可能是原矿含锌本来就很低,且试验用量为500g矿导致精选时矿量和矿浆浓度不够,因此又做了方案六试验。
⑥方案六表16方案六试验结果
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
10.99
36.79
2.06
90.84
14.32
铅中矿
6.39
3.12
2.31
4.48
9.34
锌精矿
1.67
5.39
17.50
2.02
18.49
锌中矿1
4.70
1.18
4.34
1.25
12.91
锌中矿2
2.80
1.88
11.99
1.18
21.24
尾矿
73.45
0.014
0.51
0.23
23.70
原矿
100.00
4.45
1.58
100.00
100.00
方案六流程见图八,试验结果见表16,锌精矿指标较好。
(4)开路流程试验
表17开路精选试验结果
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
5.99
59.73
1.24
77.76
4.79
铅精矿2
1.60
9.19
3.06
3.19
3.15
铅精矿1
4.34
6.04
2.72
5.71
7.60
铅中矿
3.27
12.01
3.04
8.54
6.40
锌精矿
1.86
5.34
15.47
2.16
18.54
锌精矿2
1.21
1.12
11.56
0.29
9.02
锌精矿1
7.91
0.80
5.34
1.37
27.22
锌中矿2
0.74
0.56
1.75
0.09
0.83
锌中矿1
2.36
0.57
7.58
0.29
11.52
尾矿
70.72
0.039
0.24
0.60
10.93
原矿
100.00
4.60
1.55
100.00
100.00
开路精选试验流程见图九,试验结果见表17。
考虑到原矿本身平均含锌1.41%,锌含量很低,如果每次用500g原矿来做实验室试验,到最后的精选导致精选矿量和矿浆浓度达不到小型浮选机的要求,故增大了原矿入选质量为1000g。
从表17中可以看出:
铅精矿中Pb品位59.73%,Pb回收率77.76%,铅精矿含Zn为1.24%,选铅指标没有问题。
而锌精矿做到第二次精选时入选矿量为30g左右,由于矿量很少,很难再做第三次精选试验,故锌精矿指标只达到15.47%,但尾矿中含锌指标已经降的很低,含Zn品位为0.24%,Zn回收率为10.93%,说明有90%左右的锌都可以回收,因此闭路试验时采用入选矿量为2000g,锌精选三次的闭路条件试验。
5.浮选闭路试验
浮选闭路试验流程见图十,试验药剂用量见表18,试验结果见表19。
表18浮选闭路试验药剂制度表
流程阶段
药剂名称
药剂用量
药剂作用时间
铅粗选
Na2CO3
1.5kg/t
2/
Na2S
1.5kg/t
6/
ZnSO4
1kg/t
4/
丁黄
100g/t
2/
乙硫氮
300g/t
2/
2#油
50g/t
1/
铅扫选
药剂用量按铅粗选依次减半
铅精选1
Na2SiO3
0.5kg/t
2/
锌粗选
Na2S+丁黄
6kg/t+100g/t
6/
DZ-6
100g/
4/
锌扫选Ⅰ
药剂用量按锌粗选依次减半
锌扫选Ⅱ
药剂用量按锌扫选Ⅰ依次减半
锌精选Ⅰ
Na2S
0.5kg/t
6/
Na2SiO3
0.8kg/t
2/
注:
其他未标明药剂制度流程阶段均为空白精选.
表19闭路试验结果
试验
序号
产品
名称
产率
(%)
品位(%)
回收率(%)
Pb
Zn
Pb
Zn
2
铅精矿
7.04
59.73
4.27
95.20
21.94
锌精矿
3.48
5.34
26.43
4.20
67.13
尾矿
89.48
0.03
0.18
0.60
10.93
原矿
100.00
4.42
1.37
100.00
100.00
3
铅精矿
7.21
58.28
3.99
95.28
20.87
锌精矿
3.24
5.78
29.46
4.25
69.17
尾矿
89.55
0.02
0.15
0.47
9.96
原矿
100.00
4.41
1.38
100.00
100.00
4
铅精矿
7.42
56.00
3.84
94.86
20.22
锌精矿
3.12
6.11
31.70
4.35
70.15
尾矿
89.46
0.04
0.15
0.79
9.63
原矿
100.00
4.38
1.41
100.00
100.00
5
铅精矿
7.46
57.22
3.91
96.35
20.14
锌精矿
3.02
4.99
34.26
3.40
71.35
尾矿
89.52
0.01
0.14
0.25
8.51
原矿
100.00
4.43
1.45
100.00
100.00
循环后的平均值
铅精矿
7.28
57.81
4.00
95.42
20.79
锌精矿
3.22
5.555
30.46
4.05
69.20
尾矿
89.50
0.025
0.155
0.53
10.01
原矿
100.00
4.41
1.40
100.00
100.00
从表19闭路试验结果可以看出:
闭路经过5次循环,就已经达到平衡,循环后的平均值中铅精矿品位为57.81%,回收率为95.42%;锌精矿品位为30.46%,回收率为69.20%,且铅精矿中的锌和锌精矿中的铅含量都不超标,说明此铅锌矿的铅锌分选和回收效果均较佳。
七、结语
1、本次试验样为两个不同的原矿样品按1︰2.5比例配制而成,原矿含铅4.1%,含锌1.41%,属于低品位较难选铅锌矿。
2、本次试验样从物相分析结果来看:
氧化铅中铅含量为1.15%,硫化铅中铅含量为2.95%;氧化锌中锌含量为1.285%,硫化锌中锌含量为0.11%,属于硫化铅氧化锌类混合铅锌矿,此类铅锌矿比较难选。
3、经过多方案试验研究,研究出选别该矿样的药剂制度及流程结构,特别是选别氧化锌部分的高效捕收剂DZ-6的使用,解决了该铅锌矿的可选性。
开路浮选试验的尾矿中铅、锌含量都降的比较低,铅含量为0.039%,回收率为0.60%,锌品位为0.24%,回收率为10.93%。
4、闭路浮选试验中循环后的铅精矿中Pb品位57.81%,Pb回收率95.42%,Zn品位4.00%,Zn回收率20.79%;锌精矿中Zn品位30.46%,Zn回收率69.20%,Pb品位5.555%,Pb回收率4.05%;尾矿中Pb品位0.025%,Pb回收率0.53%,Zn品位0.155%,Zn回收率10.01%,各项选别指标都较佳。
5、本次试验所用的针对此类铅锌矿中氧化锌部分的高效捕收剂DZ-6为我所自行研制的氧化锌高效捕收剂,此高效捕收剂配制简单易行,操作方便,无毒无腐蚀性作用。
6、浮选试验表明该铅锌矿是具有一定经济价值的矿石,若要进一步进行该矿的开发,建议对该矿进行实验室浮选扩大试验,进一步验证流程试验所推荐的药剂制度和工艺流程。
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