丁家山铅锌矿选矿试验报告

1、表6主要矿物嵌布粒度粒级（mm）磁黄铁矿闪锌矿方铅矿黄铁矿含量（%）累计（%）含量（%）累计（%）含量（%）累计（%）含量（%）累计（%）21.6511.131.131.6511.1683.564.691.168 0.8336.1710.860.833 0.58911.8922.753.103.100.589 0.4178.3831.133.116.210.417 0.29510.5441.674.3910.604.804.800.295 0.2087.7449.4112.2922.893.458.250.208 0.1477.9157.329.7132.64.8013.050.147 0.1

2、0411.1968.5113.2045.88.4021.453.993.990.104 0.0748.8977.411.0756.8710.2031.655.159.140.074 0.04311.0988.4919.4976.3618.7850.4310.1119.250.043 0.0207.1195.616.5892.9428.0178.4433.2952.540.020- 0.0151.8297.423.7196.6511.9290.3624.5977.130.015 0.0101.9899.402.2598.907.6097.9617.1694.290.0100.06100.001.

3、10100.002.04100.005.71100.00粒级0.341.6710.604.80.00中粒 0.30.07435.7346.2726.859.14细粒 0.074 0.0122.0042.0366.3185.15微细粒0.010.061.102.045.718、小结(1) 丁家山铅锌矿为原生多金属硫化矿，金属矿物主要有磁黄铁矿，闪锌 矿、方铅矿，其次有黄铁矿、黄铜矿。脉石矿物主要有透辉石，其次为绿帘石， 绿泥石、透闪石、阳起石。有价元素主要为锌、铅。铜、铋、银可考虑综合回 收。(2) 丁家山铅锌矿按自然类型划分有四种矿山类型：方铅矿闪锌矿矿石闪锌矿矿石闪锌矿磁黄铁矿矿石方铅矿闪锌

4、矿黄铜矿黄铁矿矿石该样品磁黄铁矿占总矿物量的36%，占硫化矿物量的73.20.%。磁黄铁矿占有绝对的主体地位。因此，本次采取的试验样品应为闪锌矿磁黄铁矿类型矿(3) 本样品有用矿物嵌布关系复杂，嵌布粒度粗细不均，而以中细粒为主 体，闪锌矿的细粒和微细粒级占 43.13%。方铅矿的细粒及微细粒级占68.35%。 黄铜矿的细粒及微细粒级占90.86%。明显地展示出在选矿工艺过程应选择适宜 的磨矿段数及适宜的磨矿粒度。(4) 闪锌矿含铁在7.510.59%之间，应属于铁闪锌矿。具有铁闪锌矿的 一切特征。(5) 从以上物质组成研究表明，该矿样为闪锌矿磁黄铁矿类型， 两种矿物 彼此共生嵌布错综复杂。磁黄

5、铁矿本身含有 Cu 0.05%。足以活化磁黄铁矿，使 磁黄铁矿具有良好的浮游性。因此，本矿样实为铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离问题。四、按生产流程进行试验福建省尤溪金东矿业有限公司已建成 200t/d的采选联合企业。选矿厂采用 两段一闭路的破碎流程。一段磨矿，磨矿细度为65%0.074mm。浮选采用优先浮选流程，铅浮选为一粗二扫四精的选别流程，锌浮选为一粗二扫三精的选 别流程。采用的浮选药剂：石灰、丁铵黑药、乙硫氮、丁黄药、硫酸锌、硫酸 铜、2号油。选矿最终产品为铅精矿，锌精矿和尾矿。硫化铁未回收，随尾矿 一同排至尾矿坝。试验的宗旨是在现场生产的现有流程基础上，最好是保持磨矿细度在65%0.074m

6、m的情况下，完善浮选流程，改善浮选工艺，应用更适宜的浮选药剂， 可能达到的选别结果，并争取达到良好的选别效果。因此，首先在现场粗磨的 条件下，即磨矿细度为65%0.074mm的磨矿粒度进行试验。1.预选试验预选试验的流程如图1和图2。试验结果见表7和表&从表7的结果可看 出选别结果较好，铅、锌回收率在 80%以上，从表8结果看出铅精矿品位可达 50%,但回收率较低。铅锌矿经两次精选品位 28.91%，可见提高锌精矿品位是 试验的重点和难点。铅、锌精矿中含铜分别为 0.57%和0.33%，这样就不必为 铅、锌精矿中铜杂质含量超标而担心了。表7 预选试验结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）

7、PbZnPbZn铅精矿8.1014.848.4182.3510.01锌精矿25.710.5921.6610.3981.82尾矿66.190.160.847.268.17原矿100.001.466.81100.00100.00表8 开路预选试验结果产品名称产率（%）品 位 （%）回收率（%）CuPbZnCuPbZn铅精矿1.660.5750.278.085.8656.592.13中矿15.400.407.378.1013.3826.996.94中矿24.360.871.916.2823.505.654.34铅精矿11.530.330.3328.9123.572.5852.87中矿314.330.

8、200.2311.8217.762.2426.86尾矿62.720.0410.140.6915.935.596.86原矿100.000.1611.4756.305100.00100.00100.002. 高碱流程方案的试验高碱流程是在高PH值条件下，一般PH值在13以下进行铅与锌硫分离， 它是处理含硫高的铅锌矿石，得到有效分选的流程方案之一。本样品含硫 18.35%，已属高硫矿石。试验流程如图3。试验结果见表9。高碱流程可获得良好的选别效果，铅精矿品位 50.07%,回收率70.32%。但药剂消耗过多。因 此，暂不考虑。表9 高碱流程方案试验选别结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）Pb

9、ZnPbZn铅精矿2.1250.078.5370.322.55中矿3.945.6511.7014.756.50尾矿93.940.246.8714.9390.95原矿100.001.517.095100.00100.003. 选石灰用量试验试验流程如图4。试验结果见表10。石灰用量以500 1000g/t为宜表10 石灰用量试验结果石灰用量（g/t ）产品名称产率（%）品（%位回收率（%）PbZnPbZn0铅精矿16.608.584.8387.6810.96尾矿83.400.247.8112.3289.04PH 7.5原矿100.001.627.32100.00100.00铅精矿8.1014.8

10、48.4182.3510.32500尾矿91.900.346.4417.6589.68PH 8.5原矿100.001.466.60100.00100.00铅精矿4.0226.197.5175.815.141000尾矿95.980.355.8024.1994.86PH 9.0原矿100.001.395.87100.00100.004腐植酸钠用用量试验试验流程如图5。试验结果见表11。腐植酸钠对锌矿物油明显地抑制作用, 使铅精矿中锌由7.4%降低到4.75%。考虑到工艺的简化和减少成本，暂不用腐 植酸钠。表11 腐植酸钠用量试验结果用量(g/t )产品名称产率(%)品(%位回收率(%)PbZnPb

11、Zn铅精矿11.4211.527.4089.1913.410尾矿88.580.186.1510.8186.59原矿100.001.4756.035100.00100.00铅精矿18.997.143.3292.799.39100尾矿81.010.137.517.2186.59原矿100.001.4616.714100.00100.00铅精矿12.1210.324.7585.578.40200尾矿87.880.247.1414.4391.60原矿100.001.4626.85100.00100.005捕收剂及起泡剂种类试验试验流程如图6。试验结果见表12。从试验结果看出，采用乙硫氨或黄药 与丁黄药

12、联合使用均效果较好，为减少决定选用丁黄药与乙黄药联合使用。采 用BK 204药剂为起泡剂时，可获得高质量的铅精矿，具有良好的选择性。 因此选用BK 204药剂为起泡剂。表12 捕收剂及起泡剂种类试验结果药剂种类及用量（g/t）产品名称产率 （%）品位 （%）回收率 （%）PbZnPbZn铅锌矿7.1116.207.5980.528.73乙黄药 60尾矿92.890.306.0719.4891.272号油 30原矿100.001.436.17100.00100.00乙黄药 25铅锌矿11.6310.686.3888.0911.88丁黄药 25尾矿88.370.196.2311.9188.122号

13、油 30原矿100.001.416.25100.00100.00乙硫氮 20铅锌矿15.238.884.8489.3612.41乙黄药 20尾矿84.770.196.1410.6487.592号油 30原矿100.001.515.94100.00100.00铅锌矿12.9810.114.9689.3411.21乙硫氮 30尾矿87.020.185.8610.6688.792号油 30原矿100.001.475.74100.00100.00铅锌矿6.8517.027.1183.558.09丁黄药 50尾矿93.150.245.9416.4591.91BK 204 40原矿100.001.396.

14、02100.00100.006铅粗选石灰及硫酸铜用量试验试验流程如图7。试验结果见表13及表14。石灰用量以4000g/t硫酸铜用量以300g/t 为宜。表13 锌粗选石灰用量试验流程石灰用量产品名称产率品位作业回收率（g/t）（%）Zn (%)Zn (%)锌精矿29.1119.4492.043000尾矿70.890.697.96PH 10.5给矿100.006.15100.00锌精矿19.2227.7983.894000尾矿80.781.2716.11PH 11.5给矿100.006.37100.00锌精矿12.7330.3364.086000尾矿87.272.4835.92PH 13.0给

15、矿100.006.03100.00表14锌粗精硫酸铜用量试验结果石灰用量（g/t）产品名称产率（%）品位Zn （%）作业回收率Zn （%）锌精矿13.9532.2475.68250尾矿86.051.6824.32给矿100.005.94100.00锌精矿19.2227.7983.89300尾矿80.781.2716.11给矿100.006.37100.00锌精矿27.9721.6690.92400尾矿72.030.849.08给矿100.006.66100.007选锌试验试验流程如图8和图9。试验结果见表15和表16。相对之下，图9和表16获得 的指标优于图8和表15的选别指标。明显地展示BK

16、 204药剂具有很好的选别效果。 选锌应采用图9的工艺流程。表152号油为起泡剂的选锌试验结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnPbZn铅精矿15.876.985.3986.1613.77锌精矿10.130.3738.262.9262.38中矿12.150.5019.850.846.87中矿23.890.284.900.853.07中矿36.550.223.161.123.33尾矿61.410.171.078.1113.91原矿100.001.2866.213100.00100.00表16 BK 204药剂为起泡剂的选锌试验结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnPb

17、Zn铅精矿6.8517.027.1183.558.09锌精矿8.660.5644.433.6063.90中矿11.010.6717.590.482.95中矿23.320.374.900.882.70尾矿80.160.201.6811.4922.36原矿100.001.3956.022100.00100.008闭路试验在上述试验的基础上，按现场生产流程即一段磨矿细度65%0.074m m,浮选流程结构与现场完全相同，只适当调整完善一些药剂条件进行闭路试验，试验流程如图 10。获得的闭路试验指标见表17。该指标不佳，其原因在于：其一磨矿细度不够。从 原矿的物质组成研究已表明 65%0.074mm的

18、磨矿粒度是不能够使有用矿物达到充 分单体解离，应适当增加磨矿细度。目前选矿厂是采用一段磨矿，倘若增加磨矿细度 必须两段磨矿，即增加磨矿的投资和选矿成本，对小选矿厂是不适宜的。这样，在磨 矿方案就势必考虑粗精矿再磨问题。其二是闪锌矿为含铁7.510.59%的铁闪锌矿。铁 闪锌矿对石灰敏感，易于被石灰抑制，难于活化；因为含铁具有硫化铁一些特征，而 与硫化铁矿物可浮性相近。这些促使铁闪锌矿与磁黄铁矿难于分选。其三，是磁黄铁 矿本身含Cu 0.05%，使磁黄铁矿具有良好的可浮性，很难抑制。这些问题在下步的试 验工作中应该得到注意和解决。表17 生产流程闭路试验指标产品名称产率（%）品位（%）回收率（%

19、）PbZnSAg(g/t)PbZnSAg铅锌矿2.3941.176.7324.23107666.632.442.9727.77锌精矿12.272.0240.8032.4220217.2978.3220.9927.57尾矿85.410.271.4416.874716.0819.2476.0444.66原矿100.001.436.3918.9589.9100.00100.00100.00100.00五粗精矿再磨流程方案的试验1铅粗精矿再磨试验铅粗精矿再磨与不再磨得对比试验流程如图11。试验结果见表18。铅粗精矿再磨后，铅的选别指标有明显地提高。应采用铅粗精矿再磨工艺。2铅粗精矿再磨工艺的局部闭路试

20、验铅粗精矿再磨后有明显的效果，故进行闭路试验，试验流程如图12。闭路试验指标见表19。铅精矿品位由41.17%提高到61.63%。铅回收率由63.63%提高到77.23% 铅精矿中含锌由6.73%降低到3.23%。可见铅粗精矿再磨是提高铅精矿品位降低精矿 中杂质及提高铅回收率的必由之路。表18铅粗精矿再磨对比试验结果再磨细度%0.043mm产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnPbZn65（不再磨）铅精矿1.8343.168.5756.012.60中矿7.114.376.1322.037.23尾矿91.060.345.9721.9690.17原矿100.001.416.03100.0

21、0100.0085铅精矿1.2156.913.3552.120.63中矿4.836.298.4922.996.41尾矿93.960.356.3324.8992.96原矿100.001.326.40100.00100.00表19铅粗精矿再磨闭路试验结果产品产率品位（%）回收率（%）名称（%）PbZnPbZn铅精矿1.8961.633.2377.230.99尾矿98.110.356.2422.7799.01原矿100.001.506.18100.00100.005%的锌品3.铅粗精矿再磨试验试验流程如图13。试验结果见表20。铅粗精矿再磨精矿再磨后可提高位，回收率提高1%以上。锌粗精矿再磨75%0

22、.043mm为宜。表20锌粗精矿再磨细度试验结果再磨细度(%0.043mm)产品名称产率(%)品位Zn (%)回收率Zn (%)62 (不再磨)铅精矿9.995.539.54锌精矿8.1943.4061.36中矿13.6024.8815.46中矿23.309.785.57中矿33.802.581.69尾矿71.120.526.38原矿100.005.80100.0070铅精矿6.387.187.22锌精矿6.2848.9648.49中矿12.3932.2112.14中矿22.7918.498.14中矿34.997.465.87尾矿77.171.4918.14原矿100.006.34100.00

23、75铅精矿11.165.569.91锌精矿8.1748.0662.71中矿11.8931.379.47中矿22.4917.016.76中矿35.384.533.89尾矿70.910.647.26原矿100.006.26100.004. 粗精矿再磨闭路试验在上述试验的基础上进行适当的药剂调整，确定闭路试验流程如图14。闭路试验指标见表21。再磨数质量流程见图15。表21 闭路试验结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnSAg(g/t)PbZnSAg铅精矿1.8364.523.4717.99161674.951.021.7934.52锌精矿12.630.8941.5132.54124.

24、47.1484.3822.3918.34尾矿85.540.331.0616.2747.217.9114.6075.8547.14原矿100.001.586.2118.3685.7100.00100.00100.00100.00六、浮选锌精矿的磁选试验浮选锌精矿品位41.51%，回收率84.38%。由于铁闪锌矿与磁黄铁矿可浮性相近 难于分选，故采用磁选方法分选出磁黄铁矿，达到提高锌精矿品位的目的。试验流程如图16。试验结果见表22。从试验结果可展示出，随磁场强度的增加， 锌精矿品位逐渐提高，锌回收率逐步下降。当磁场强度为0.4特斯拉（1特斯拉相当于10000高斯）可获得锌精矿品位 51.74%,

25、锌作业回收率79.33%,对原矿回收率 66.94%。当磁场强度为0.3特斯拉时获得锌精矿品位46.20%，作业回收率90%，对原 矿回收率75.94%。可见磁选方法是分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的有效方法。表22 浮选试验结果磁场强度（T）产品名称产率（%）锌品位（%）锌作业回收率（%）锌对原矿回收率（%）磁性产品5.0011.731.460.14锌精矿95.0041.6298.5483.15给矿100.0040.12100.00磁性产品10.719.262.580.20锌精矿89.2941.9797.4282.20给矿100.0038.47100.00磁性产品22.0218.1710.000.3

26、0锌精矿77.9846.2090.0075.94给矿100.0040.03100.00磁性产品36.3623.6020.670.40锌精矿63.6451.7479.3366.94给矿100.0041.51100.00七、硫的回收目前选矿厂只回收了铅锌、浮选得出铅精矿和锌精矿。硫化铁未回收。考虑 到将来有可能回收硫，因此进行硫的回收试验。试验流程如图17。采用硫酸、硫酸铜、 碳酸钠、硫酸亚铁作活化剂均可获得良好的选别效果。试验结果见表23。由于硫化铁主要是磁黄铁矿，所以硫精矿品位较低（磁黄铁矿含硫40%）。采用硫酸为活化剂获得的硫精矿品位35.1%，对原矿回收率65.26%。硫精矿含砷0.005

27、%。含银43.6g/t。表23 硫化铁浮选结果药剂用量（g/t）PH值产品名称产率（%）品位S（ %）硫的回收率（%）作业对原矿硫精矿37.0435.1086.0765.26中矿16.5518.958.22硫酸7.5中矿23.4212.352.802000尾矿52.990.832.91给矿100.0015.10100.00硫精矿38.4232.0280.9661.38中矿18.1923.5012.67硫酸铜10.5中矿23.9518.504.81400尾矿49.440.481.56给矿100.0015.20100.00硫精矿28.2534.3363.7048.29中矿17.0617.007.88碳酸钠12.0中矿27.6325.7412.901500尾矿57.064.1415.52给矿100.0015.23100.00硫精矿22.2836.0652.7940.03中矿113.6526.1123.42硫酸亚铁9.5中矿24.1821.305.8550000尾矿59.894.5617.94给矿100.0015.22100.00八、产品分析按现场生产流程（图10）获得的最终产