铅锌硫化矿中铜综合回收的试验研究报告

PAGEPAGE43铅锌硫化矿中铜综合回收的试验研究报告北京矿冶研究总院2007年2月目录1．前言 12．试验矿样 32.1矿样的准备 32.2工艺矿物学描述 32.2.1光谱分析 32.2.2化学成分分析 42.2.3原矿的矿物组成 52.2.4原矿中铜的赋存状态 53.现场铅精矿铜综合回收试验研究 93.1磨矿细度试验 93.2活性炭用量试验 103.4脱药搅拌时间试验 113.5铅抑制剂PMA用量试验 113.6铜活化剂YC用量试验 123.7捕收剂BK901C用量试验 133.8起泡剂BK204用量试验 143.9全开路流程试验 153.10闭路流程试验 173.11产品检查 184．原矿铜综合回收试验研究 194.1优先选铜方案 194.1.1磨矿细度试验 194.1.2矿浆pH值（石灰用量）试验 204.1.3铅抑制剂PMA用量试验 214.1.4ZnSO4用量试验 214.1.5捕收剂BK901C用量试验 224.1.6起泡剂BK204用量试验 234.1.7全开路流程试验 244.1.8闭路流程试验 264.1.9产品检查 284.2铜铅混选分离方案 284.2.1磨矿细度试验 294.2.2矿浆pH值（石灰用量）试验 304.2.3铜捕收剂BK901C用量试验 314.2.4全开路流程试验 324.2.5闭路流程试验 334.2.6产品检查 365．结论 371．前言根据南京栖霞山锌阳矿业有限公司和北京矿冶研究总院签订的“铅锌硫化矿中铜综合回收的试验研究”合同要求，北京矿冶研究总院对南京栖霞山锌阳矿业有限公司提供的矿样进行了试验室小型试验研究。合同要求分别对现场的铅精矿和原矿进行选矿试验研究，探索其中铜综合回收的可能性，力争试验指标：铜精矿主品位大于18％；其中从现场铅精矿中综合回收铜的回收率大于50％，从原矿中综合回收铜的回收率大于40％。根据合同要求，北京矿冶研究总院在收到矿样后立即开展了小型试验研究工作。整个试验研究由两部分组成，一是从现场铅精矿中综合回收铜的试验研究，为详细小型试验研究；二是从原矿中综合回收铜的试验研究，为初步探索性小型试验研究。本次研究的从现场铅精矿中综合回收铜的试验部分，应用新型、高效、无毒的铅抑制剂PMA和铜活化剂YC，经过一粗两精一扫，可以获得如表1－1所示的试验指标，其中铜精矿主品位31.43％，铜回收率84.86％。对从原矿中综合回收铜的试验部分，进行了优先选铜和铜铅混选分离两种方案的对比试验研究。研究结果表明，以上两种方案均能从原矿中对铜进行有效的综合回收，两种方案的试验指标分别如表1－2和表1－3所示。其中应用优先选铜方案获得的铜精矿主品位为19.66％，铜回收率为62.17％；应用铜铅混选分离方案获得的铜精矿主品位为21.62％，铜回收率为60.44％。以上试验指标均达到并超过了合同要求。表1－1对现场铅精矿进行铜综合回收的试验指标产品名称产率品位回收率CuPbCuPb铜精矿7.2731.434.9084.860.59铅精矿92.730.4464.6515.1499.41给矿100.002.6960.30100.00100.00表1－2对原矿应用优先选铜方案进行铜综合回收的试验指标产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿1.3219.667.978.7162.172.261.33尾矿98.680.164.618.6737.8397.7498.67原矿100.000.424.658.67100.00100.00100.00表1－3对原矿应用铜铅混选分离方案进行铜综合回收的试验指标产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿1.1821.626.817.6360.441.721.04铅精矿7.200.4159.416.216.9991.435.18尾矿91.620.150.358.8332.576.8593.78原矿100.000.424.688.63100.00100.00100.002．试验矿样2.1矿样的准备本试验研究用矿样由南京栖霞山锌阳矿业公司负责采集，并提供给北京矿冶研究总院。试验用矿样于2006年12月23日到达北京矿冶研究总院，其中原矿（干矿样）200kg，铅精矿（矿浆样）200kg。北京矿冶研究总院对原矿矿样进行了破2.2工艺矿物学描述2.2.1光谱分析铅精矿和原矿的光谱分析结果分别如表2－1和表2－2所示。表2－1铅精矿光谱分析结果元素AlAsBaBeBiCaCd含量，％0.040.71<0.005<0.010.170.360.042元素CoCrCuFeKLiMg含量，％<0.005<0.0052.717.640.005<0.0050.091元素MnMoNaNiPbSbSe含量，％0.24<0.0010.049<0.005>500.23<0.01元素SnSrTiVZn含量，％<0.01<0.0050.005<0.014.14表2－2原矿矿光谱分析结果元素AlAsBaBeBiCaCd含量，％0.210.11<0.005<0.01<0.017.260.053元素CoCrCuFeKLiMg含量，％<0.005<0.0050.3923.020.087<0.0050.63元素MnMoNaNiPbSbSe含量，％2.82<0.010.017<0.0054.390.10<0.01元素SnSrTiVZn含量，％<0.010.007<0.005<0.017.992.2.2化学成分分析对铅精矿和原矿的化学成分分析结果分别如表2－3和表2－4所示。表2－3铅精矿化学成分分析结果元素CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量，％2.7160.574.0411.190.203.003951元素SAsSiO2AL2O3CaOMgOC含量，％20.920.420.190.050.320.0661.99表2－4原矿化学成分分析结果元素CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量，％0.424.528.6520.423.420.94238元素SAsSiO2AL2O3CaOMgOC含量，％25.770.07710.340.4010.841.263.492.2.3原矿的矿物组成矿石的矿物组成比较复杂。矿石中铅、锌、硫、铁、铜、锰、银、砷等都主要以独立矿物存在。铅的独立矿物主要为方铅矿，尚有少量铅矾及白铅矿、硫锑铅矿；锌的独立矿物为闪锌矿；硫的独立矿物主要为黄铁矿，其次有少量的白铁矿和磁黄铁矿；铜矿物主要为黄铜矿，其次为锌锑黝铜矿、砷黝铜矿；铁矿物主要为赤铁矿，其次为磁铁矿和褐铁矿；锰矿物主要为菱锰矿；银的独立矿物主要为银黝铜矿、硫锑铜银矿，其次为辉银矿；砷的独立矿物为毒砂，有相当部分砷是赋存于砷黝铜矿，锌锑黝铜矿中。脉石矿物主要为白云石、方解石、长石、石英等，其它脉石矿物还有绢云母、粘土矿物，白云母、碳质物、绿泥石、重晶石、黑云母、石榴石、滑石等。2.2.4原矿中铜的赋存状态2.2.4.1黄铜矿（CuFeS2）矿石中铜品位不高，仅为0.42%，铜矿物主要为黄铜矿及锌锑黝铜矿。黄铜矿主要呈不规则状嵌布于脉石矿物中（照片1），黄铜矿与锌锑黝铜矿关系密切，常紧密共生在一起，以集合体的形式嵌布于脉石矿物中。黄铜矿与闪锌矿也较为密切，由于固溶体分离作用的结果，部分黄铜矿呈“乳滴状”嵌布于闪锌矿中，这部分黄铜矿由于难充分单体解离，故特易损失于锌精矿中。有时还可见黄铜矿以包体的形式嵌布于粗粒黄铁矿中，包体粒度一般为0.0058mm～0.011mm。黄铜矿的嵌布粒度一般为0.015mm～0.208mm，扫描电镜能谱分析结果表明，黄铜矿中铜的含量为35.32%，铁的含量为30.47%，硫的含量为34.21%，与黄铜矿中铜、铁、硫的理论含量十分接近。照片1黄铜矿(Cu)与锌锑黝铜矿(Fe)的嵌布特征反光260×2.2.4.2锌锑黝铜矿Cu12(SbAs)4S13黝铜矿中Sb-As为一完全类质同象，依二等分法Sb>As或As>Sb划分为两个亚种，即锑黝铜矿和砷黝铜矿。锑黝铜矿和砷黝铜矿的化学组成中类质同象代替现象较广泛，有限代替铜的有银、锌、铁和汞，代替锑、砷的有铋，代替硫的有硒和碲，因此根据主要代替元素的不同可分为若干变种，锌锑黝铜矿、银黝铜矿就是其中之一。锌锑黝铜矿是矿石中重要的铜矿物之一，也是最主要的银的载体矿物，主要呈不规则状嵌布于脉石矿物中（照片2）。锌锑黝铜矿与黄铜矿关系密切，常以集合体的形式产出，黄铜矿也常可见呈包体的形式嵌布于锌锑黝铜矿中。锌锑黝铜矿与闪锌矿、黄铁矿嵌布关系也是比较密切，往往紧密共生。闪锌矿有时也以包体形式嵌布于锌锑黝铜矿中，在黄铁矿中也可见锌锑黝铜矿包体，包体粒度很细，一般为0.002mm～0.011mm，这是造成黄铁矿中含银较高的重要原因。由于锌锑黝铜矿普遍含银，这部分微细锌锑黝铜矿难于单体分离，故将损失于硫精矿中，从而直接影响银的浮选回收率。锌锑黝铜矿的嵌布粒度一般为0.010mm～0.31mm。锌锑黝铜矿的扫描电镜能谱分析结果见表2-5。从表2-5可知，锌锑黝铜矿中普遍含银，银的含量为1.84%～3.95%，平均为2.69%，其中铜平均含量为38.40%，硫为24.43%，锌为8.04%，砷为4.40%，锑为22.04%。照片2锌锑黝铜矿（Te）与闪锌矿（Sp）的嵌布特征反光260×表2-5锌锑黝铜矿扫描电镜能谱分析结果（%）测点序号化学成分SCuZnAsAgSb合计nj-1-125.4539.627.647.842.0017.46100.00nj-1-324.0836.467.161.703.9526.65100.00nj-1-525.1240.538.347.622.1316.26100.00nj-1-624.9739.087.475.431.8421.22100.00nj-1-724.3037.537.974.193.1222.89100.00nj-1-823.7137.607.662.713.9324.39100.00nj-1-923.5337.718.953.443.0423.33100.00nj-1-1025.3237.188.832.832.4623.38100.00nj-8-124.3739.149.064.402.0121.02100.00nj-8-223.4839.147.273.892.4123.80100.00平均24.4338.408.044.402.6922.04100.002.2.4.4银黝铜矿银黝铜矿是黝铜矿的变种之一。银黝铜矿是矿石中重要含银矿物，主要以不规则状产出。银黝铜矿与锌锑黝铜矿、方铅矿、黄铁矿关系比较密切，常与锌锑黝铜矿紧密共生，在方铅矿及黄铁矿中多以包体产出（照片3），包体粒度很细，一般为0.002mm～0.010mm，这部分包体银黝铜矿在浮选流程中的走向取决于载体矿物的走向。在方铅矿中呈包体产出的银黝铜矿在浮选作业中进入铅精矿，而呈微细包体赋存于黄铁矿中的银黝铜矿同样由于难以单体解离而损失于硫精矿中，从而直接影响银的浮选回收率。银黝铜矿的扫描电镜能谱分析表2-6。从表2-6看出，矿石中银黝铜矿中银的平均含量为16.99%，铜的平均含量为24.49%，硫为24.60%，锌为5.61%，锑为28.31%。表2-6银黝铜矿的扫描电镜能谱分析结果%测点序号化学成分SCuZnAgSb总量Nj-5-123.4124.835.3317.1427.30100.00Nj-5-424.1024.694.6317.4929.08100.00Nj-5-524.2923.696.8717.0228.13100.00Nj-5-727.1123.903.7316.3028.96100.00Nj-5-824.1025.337.5116.9826.09100.00平均24.6024.495.6116.9928.31100.00照片3银黝铜矿（Te）呈包体嵌布于方铅矿（Ga）中，反光260×3.现场铅精矿铜综合回收试验研究根据合同要求，进行了现场铅精矿铜综合回收的详细小型试验研究。并针对该铅精矿的性质，研发出了一种新型无毒高效铅抑制剂PMA和铜活化剂YC，此两种药剂在常温下均为白色、无味固体。3.1磨矿细度试验对现场的铅精矿进行了磨矿细度对比试验，试验流程如图3-1所示，试验结果如表3-1所示。图3－1磨矿细度试验流程图表3－1磨矿细度试验结果磨矿细度产品名称产率品位回收率CuPbCuPb不磨81.7%铜精矿9.4521.865.1076.780.80铅精矿90.550.6965.8123.2299.20给矿100.002.6960.07100.00100.0085%铜精矿9.8122.0814.0275.472.26铅精矿90.190.7865.7924.5397.74给矿100.002.8760.71100.00100.0090%铜精矿9.2422.7813.9472.482.15铅精矿90.760.8864.7027.5297.85给矿100.002.9060.01100.00100.0095%铜精矿9.6922.4115.4179.762.47铅精矿90.310.6165.3020.2497.53给矿100.002.7260.47100.00100.00从表3-1中试验结果可以看出，如对铅精矿进行再磨会造成铅过磨，恶化浮选指标，故对现场铅精矿无需再磨而直接进行铜综合回收。3.2活性炭用量试验对现场的铅精矿进行了脱药剂活性炭用量的对比试验，试验流程如图3-2所示，试验结果如表3-2所示。图3－2活性炭用量试验流程图表3－2活性炭用量试验结果活性炭用量产品名称产率品位回收率CuPbCuPb0铜精矿12.1320.3218.5191.813.71铅精矿87.870.2566.348.1996.29给矿100.002.6860.54100.00100.00500铜精矿9.4223.2315.4182.852.40铅精矿90.580.5065.2317.1597.60给矿100.002.6460.54100.00100.001000铜精矿8.8723.3916.4078.322.43铅精矿91.130.6364.0721.6897.57给矿100.002.6559.84100.00100.001500铜精矿7.9524.6018.0772.412.39铅精矿92.050.8163.8527.5997.61给矿100.002.7060.21100.00100.00从表3-2中试验结果可以看出，随着活性炭用量的增加，铜精矿的主品位呈上升趋势，回收率呈下降趋势，综合考虑铜精矿的质量与回收率，活性炭用量宜选用500g/t。3.4脱药搅拌时间试验对现场的铅精矿进行了脱药搅拌时间对比试验，试验流程如图3-4所示，试验结果如表3-4所示。图3－4脱药搅拌时间试验流程图表3－4脱药搅拌时间试验结果搅拌时间产品名称产率品位回收率CuPbCuPb2min铜精矿11.2620.8718.1686.883.43铅精矿88.740.4064.9613.1296.57给矿100.002.7159.69100.00100.005min铜精矿10.3621.7517.6182.593.02铅精矿89.640.5365.3517.4196.98给矿100.002.7360.40100.00100.0010min铜精矿11.2820.6622.1083.214.14铅精矿88.720.5365.1316.7995.86给矿100.002.8060.28100.00100.0015min铜精矿10.5820.7619.2280.913.40铅精矿89.420.5864.6319.0996.60给矿100.002.7259.82100.00100.00从表3-4中试验结果可以看出，脱药搅拌时间选用5分钟即可。3.5铅抑制剂PMA用量试验对现场的铅精矿进行了铅抑制剂PMA用量的对比试验，试验流程如图3-5所示，试验结果如表3-5所示。图3－5PMA用量试验流程图表3－5PMA用量试验结果PMA用量产品名称产率品位回收率CuPbCuPb0铜精矿41.845.9549.6489.7334.19铅精矿58.160.4968.7410.2765.81给矿100.002.7760.75100.00100.0010000铜精矿28.398.1745.1386.6221.23铅精矿71.610.5066.3813.3878.77给矿100.002.6860.35100.00100.0015000铜精矿10.7821.2813.5082.122.42铅精矿89.220.5665.7617.8897.58给矿100.002.7960.12100.00100.0020000铜精矿12.3618.2716.9685.993.44铅精矿87.640.4267.2614.0196.56给矿100.002.6361.04100.00100.00从表3-5中试验结果可以看出，PMA在一定用量范围内，随着用量的增加，可显著提高铜精矿的主品位及降低铜精矿中的铅含量，但当PMA过量时，反而还会恶化浮选指标。故PMA用量以选用15000g3.6铜活化剂YC用量试验对现场的铅精矿进行了铜活化剂YC用量的对比试验，试验流程如图3-6所示，试验结果如表3-6所示。图3－6YC用量试验流程图表3－6YC用量试验结果YC用量产品名称产率品位回收率CuPbCuPb0铜精矿11.1513.1443.8354.448.15铅精矿88.851.3862.0145.5691.85给矿100.002.6959.98100.00100.005000铜精矿17.6710.7848.5569.6114.45铅精矿82.331.0161.6930.3985.55给矿100.002.7459.37100.00100.0010000铜精矿9.8222.3316.0779.952.62铅精矿90.180.6165.1620.0597.38给矿100.002.7460.34100.00100.0020000铜精矿10.0020.5215.3178.092.54铅精矿90.000.6465.3121.9197.46给矿100.002.6360.31100.00100.00从表3-6中试验结果可以看出，随着铜活化剂YC用量的增加，既可以显著提高铜精矿中铜的品位和回收率，又可以大幅降低铜精矿中铅的含量。综合考虑经济技术指标，YC用量以选用103.7捕收剂BK901C用量试验选用目前现场在选铅作业中正在使用的捕收剂BK901C作为从铅精矿中综合回收铜的捕收剂，对现场的铅精矿进行了捕收剂BK901C用量的对比试验，试验流程如图3-7所示，试验结果如表3-7所示。图3－7BK901C用量试验流程图表3－7BK901C用量试验结果BK901C用量产品名称产率品位回收率CuPbCuPb0铜精矿10.8720.2216.9081.493.01铅精矿89.130.5666.4218.5196.99给矿100.002.7061.04100.00100.0010铜精矿12.0818.5917.5684.743.51铅精矿87.920.4666.3815.2696.49给矿100.002.6560.48100.00100.0020铜精矿12.6017.6118.2788.193.80铅精矿87.400.3466.6911.8196.20给矿100.002.5260.59100.00100.0040铜精矿16.9014.8822.4792.096.27铅精矿83.100.2668.357.9193.73给矿100.002.7360.59100.00100.00从表3-7中试验结果可以看出，随着捕收剂BK901C用量的增加，铜精矿的铜回收率有所提高，但铜精矿的主品位也同时随之降低。综合考虑，YC用量以选用20g3.8起泡剂BK204用量试验选用目前现场在选铅作业中正在使用的起泡剂BK204作为从铅精矿中综合回收铜的起泡剂，对现场的铅精矿进行了起泡剂BK204用量的对比试验，试验流程如图3-8所示，试验结果如表3-8所示。图3－8BK204用量试验流程图表3－8BK204用量试验结果BK204用量产品名称产率品位回收率CuPbCuPb0铜精矿10.1720.5920.7373.753.50铅精矿89.830.8364.6726.2596.50给矿100.002.8460.20100.00100.0010铜精矿14.3517.3422.9389.805.79铅精矿85.650.3362.5010.2094.21给矿100.002.7756.82100.00100.0020铜精矿16.5315.6726.0492.007.15铅精矿83.470.2767.008.0092.85给矿100.002.8260.23100.00100.0040铜精矿18.1914.6030.1093.119.14铅精矿81.810.2466.566.8990.86给矿100.002.8559.93100.00100.00从表3-8中试验结果可以看出，随着起泡剂BK204用量的增加，铜精矿的铜回收率有所提高，但铜精矿的主品位也同时随之降低。综合考虑，应添加10g/t的起泡剂BK204。3.9全开路流程试验在前期的探索和条件试验的基础上，设计了开路流程试验。开路试验流程如图3－9所示，试验结果如表3－9所示。图3－9开路流程试验流程图表3－9开路流程试验结果产品名称产率品位回收率CuPbCuPb铜精矿5.2732.551.4161.800.12中矿12.3115.4622.3212.870.85中矿25.134.0835.707.533.03中矿38.454.1751.7012.697.24铅精矿78.840.1867.945.1188.75给矿100.002.7860.35100.00100.003.10闭路流程试验在开路试验的基础上，进行了闭路流程试验。闭路试验流程如图3－10所示，试验结果如表3－10所示，闭路试验数质量流程如图3－11所示。图3－10闭路试验流程图表3－10闭路流程试验结果产品名称产率品位回收率CuPbCuPb铜精矿7.2731.434.9084.860.59铅精矿92.730.4464.6515.1499.41给矿100.002.6960.30100.00100.00试验结果表明，应用新型无毒高效的铅抑制剂PMA及铜活化剂YC，通过一粗二精一扫，即取得了很好的试验指标。铜精矿主品位31.43％，含铅4.90％，铜回收率84.86％；铅精矿主品位64.65％，含铜0.44％，铅回收率99.41％。此试验指标大大超过了合同要求。图3－11闭路流程试验数质量流程图3.11产品检查将如图3－10闭路试验所得产品进行主要化学成份分析，其结果分别见表3-11和表3-12所示。表3－11铜精矿主要化学成份分析元素CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量，％31.365.026.9414.590.189.1617931元素SAsSiO2AL2O3CaOMgOC含量，％28.450.190.270.030.210.0460.53表3－12铅精矿主要化学成份分析元素CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量，％0.4964.405.985.060.230.50595元素SAsSiO2AL2O3CaOMgOC含量，％18.980.0770.580.280.200.0480.59

4．原矿铜综合回收试验研究根据合同要求，进行了原矿铜综合回收的初步探索试验研究。分别探索了应用优先选铜方案和铜铅混选分离方案进行铜综合回收的可行性。4.1优先选铜方案4.1.1磨矿细度试验对原矿进行了磨矿细度对比试验，试验流程如图4-1所示，试验结果如表4-1所示。图4－1磨矿细度试验流程图表4－1磨矿细度试验结果磨矿细度产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn65%铜精矿2.267.396.529.8440.603.272.62尾矿97.740.254.468.4759.4096.7397.38给矿100.000.414.518.50100.00100.00100.0075%铜精矿3.067.848.9712.2457.896.164.33尾矿96.940.184.318.5342.1193.8495.67给矿100.000.414.458.64100.00100.00100.0085%铜精矿3.616.8410.1312.5661.558.135.29尾矿96.390.164.298.4238.4591.8794.71给矿100.000.404.508.57100.00100.00100.0095%铜精矿3.826.5412.3812.2361.8810.505.39尾矿96.180.164.198.5338.1289.5094.61给矿100.000.404.508.67100.00100.00100.00从表4-1中试验结果可以看出，如磨矿细度过粗则会影响铜的回收率；如磨矿细度过细则会造成铅的过磨，从而使铜精矿中含铅量过高。综合考虑，磨矿细度宜选用75%－0.074mm。4.1.2矿浆pH值（石灰用量）试验对原矿进行了矿浆pH值(石灰用量)的对比试验，试验流程如图4-2所示，试验结果如表4-2所示。图4－2矿浆pH值试验流程图表4－2矿浆pH值试验结果石灰用量矿浆pH值产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn07.5铜精矿5.124.848.379.2360.579.575.52尾矿94.880.174.278.5239.4390.4394.48给矿100.000.414.488.56100.00100.00100.005008.7铜精矿3.916.459.188.9760.698.154.10尾矿96.090.174.218.5339.3191.8595.90给矿100.000.424.408.55100.00100.00100.00100010.0铜精矿3.087.848.979.1658.066.203.26尾矿96.920.184.318.6441.9493.8096.74给矿100.000.424.458.66100.00100.00100.00200011.2铜精矿3.057.929.028.2456.745.982.88尾矿96.950.194.468.7343.2694.0297.12给矿100.000.434.608.72100.00100.00100.00从表4-2中试验结果可以看出，矿浆pH值为10.0时，能获得最佳的试验指标，即石灰用量以选用1000g/t为宜。4.1.3铅抑制剂PMA用量试验对原矿进行了铅抑制剂PMA用量的对比试验，试验流程如图4-3所示，试验结果如表4-3所示。图4－3铅抑制剂PMA用量试验流程图表4－3铅抑制剂PMA用量试验结果用量产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn0铜精矿6.473.8417.7311.3459.6125.108.43尾矿93.530.183.668.5240.3974.9091.57给矿100.000.424.578.70100.00100.00100.002000铜精矿3.766.749.979.6359.408.154.12尾矿96.240.184.398.7640.6091.8595.88给矿100.000.434.608.79100.00100.00100.004000铜精矿3.067.866.939.1657.954.633.24尾矿96.940.184.518.6442.0595.3796.76给矿100.000.424.588.66100.00100.00100.006000铜精矿3.047.936.748.2456.684.502.87尾矿96.960.194.488.7343.3295.5097.13给矿100.000.434.558.72100.00100.00100.00从表4-3中试验结果可以看出，铅抑制剂PMA对铅有非常明显的抑制作用，添加4000g/t的PMA，即可获得较好的试验指标。4.1.4ZnSO4用量试验对原矿进行了ZnSO4用量的对比试验，试验流程如图4-4所示，试验结果如表4-4所示。图4－4ZnSO4用量试验流程图表4－4ZnSO4用量试验结果用量产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn0铜精矿3.557.3510.2313.8060.057.905.61尾矿96.450.184.398.5439.9592.1094.39给矿100.000.434.608.73100.00100.00100.001500铜精矿3.237.638.449.2158.595.993.44尾矿96.770.184.428.6441.4194.0196.56给矿100.000.424.558.66100.00100.00100.003000铜精矿3.097.677.037.1356.284.702.54尾矿96.910.194.548.7443.7295.3097.46给矿100.000.424.628.69100.00100.00100.004500铜精矿3.087.486.977.1255.584.712.52尾矿96.920.194.488.7644.4295.2997.48给矿100.000.414.568.71100.00100.00100.00从表4-4中试验结果可以看出，添加3000g/t的ZnSO4，即可达到较好的抑锌效果，获得较好的试验指标。4.1.5捕收剂BK901C用量试验对原矿进行了捕收剂BK901C用量的对比试验，试验流程如图4-5所示，试验结果如表4-5所示。图4－5捕收剂BK901C用量试验流程图表4－5捕收剂BK901C用量试验结果用量产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn20铜精矿1.938.356.587.5039.662.781.68尾矿98.070.254.538.6560.3497.2298.32给矿100.000.414.578.63100.00100.00100.0040铜精矿2.547.987.047.9149.763.882.33尾矿97.460.214.558.6450.2496.1297.67给矿100.000.414.618.62100.00100.00100.0060铜精矿3.127.767.218.1356.814.882.92尾矿96.880.194.538.6943.1995.1297.08给矿100.000.434.618.67100.00100.00100.0080铜精矿3.687.189.9810.3261.748.014.37尾矿96.320.174.388.6338.2691.9995.63给矿100.000.434.598.69100.00100.00100.00从表4-5中试验结果可以看出，随着捕收剂用量的增加，铜精矿中铜的回收率和含杂量均随之增加，综合考虑，宜添加60g/t的捕收剂BK901C4.1.6起泡剂BK204用量试验对原矿进行了起泡剂BK204用量的对比试验，试验流程如图4-6所示，试验结果如表4-6所示。图4－6起泡剂BK204用量试验流程图表4－6起泡剂BK204用量试验结果用量产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn10铜精矿1.478.356.607.3229.342.111.24尾矿98.530.304.578.6770.6697.8998.76给矿100.000.424.608.65100.00100.00100.0020铜精矿2.088.367.138.2542.533.231.99尾矿97.920.244.548.6557.4796.7798.01给矿100.000.414.598.64100.00100.00100.0030铜精矿3.067.737.128.0556.224.732.83尾矿96.940.194.538.7143.7895.2797.17给矿100.000.424.618.69100.00100.00100.0040铜精矿4.116.1810.7812.2459.549.665.77尾矿95.890.184.328.5640.4690.3494.23给矿100.000.434.598.71100.00100.00100.00从表4-6中试验结果可以看出，随着起泡剂用量的增加，铜精矿中铜的回收率和含杂量均随之增加，综合考虑，宜添加30g/t的起泡剂4.1.7全开路流程试验在前期的探索和条件试验的基础上，设计了优先选铜开路流程试验。为提高铜的回收率，采用了两次粗选。开路试验流程如图4－7所示，试验结果如表4－7所示。图4－7优先选铜开路试验流程图表4－7优先选铜开路流程试验结果产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿0.7421.012.817.7336.630.450.66中矿10.2317.914.368.129.840.220.22中矿20.169.014.909.523.330.170.17中矿30.398.448.517.997.750.720.36中矿41.001.776.158.824.161.331.01中矿52.010.856.038.494.022.641.96中矿61.930.466.168.152.092.591.81中矿71.480.395.848.311.361.881.41中矿81.280.296.178.320.871.721.23尾矿90.780.144.478.7329.9488.2891.17给矿100.000.424.608.69100.00100.00100.004.1.8闭路流程试验在开路试验的基础上，进行了优先选铜闭路流程试验。闭路试验流程如图4－8所示，试验结果如表4－8所示，闭路试验数质量流程如图4－9所示。图4－8优先选铜闭路试验流程图表4－8优先选铜闭路流程试验结果产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿1.3219.667.978.7162.172.261.33尾矿98.680.164.618.6737.8397.7498.67给矿100.000.424.658.67100.00100.00100.00图4－9优先选铜闭路流程试验数质量流程图试验结果表明，采用优先选铜方案，通过两粗四精四扫，即能取得较好的试验指标。铜精矿主品位19.66％，含铅7.97％，含锌8.71％，铜回收率62.17％。此试验指标达到并远远超过了合同要求。本次优先选铜方案试验，仅探索了从原矿中综合回收铜的可行性，由于时间及试验经费等其它原因，故未考察此铜综合回收流程对其后铅、锌浮选的影响。4.1.9产品检查将如图4－8闭路试验所得产品进行主要化学成份分析，其结果分别见表4-9和表4-10所示。表4－9铜精矿主要化学成份分析元素CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量，％0.0770.360.3044.290.181.9266.67元素SAsSiO2AL2O3CaOMgO含量，％50.930.191.560.0891.050.075表4－10尾矿主要化学成份分析元素CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量，％0.0310.220.433.778.210.7018.71元素SAsSiO2AL2O3CaOMgO含量，％2.370.01420.691.4724.762.324.2铜铅混选分离方案本铜铅混选分离方案试验中，铜铅混选部分的中的部分药剂及工艺制度参照了目前现场的选铅作业；铜铅混合精矿分离部分的工艺及药剂制度参照了如前第三章所述的“现场铅精矿铜综合回收试验研究”部分，并根据实际情况进行适当调整。故在本次铜铅混选分离的初步探索性试验研究中，仅对涉及铜综合回收的几个关键性因素进行了条件试验。4.2.1磨矿细度试验对原矿进行了磨矿细度对比试验，试验流程如图4-10所示，试验结果如表4-11所示。图4－10磨矿细度试验流程图表4－11磨矿细度试验结果磨矿细度产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn65%混合精矿25.260.9715.549.0255.7784.9626.42尾矿74.740.260.938.4944.2315.0473.58给矿100.000.444.628.62100.00100.00100.0075%混合精矿24.011.3217.238.4572.2789.6323.48尾矿75.990.160.638.7027.7310.3776.52给矿100.000.444.628.64100.00100.00100.0085%混合精矿23.871.2817.418.3472.7988.9222.91尾矿76.130.150.688.8027.2111.0877.09给矿100.000.424.678.69100.00100.00100.0095%混合精矿24.581.2715.958.5973.4084.9624.28尾矿75.420.150.928.7326.6015.0475.72给矿100.000.434.618.70100.00100.00100.00从表4-11中试验结果可以看出，如磨矿细度过粗则会影响铜、铅的回收率；如磨矿细度过细则会造成铅的过磨，反而降低了混合精矿中的铅回收率。综合考虑，磨矿细度宜选用75%－0.074mm。4.2.2矿浆pH值（石灰用量）试验对原矿进行了矿浆pH值(石灰用量)的对比试验，试验流程如图4-11所示，试验结果如表4-12所示。图4－11矿浆pH值试验流程图表4－12矿浆pH值试验结果石灰用量矿浆pH产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn07.5混合精矿24.161.2817.086.8671.8289.6219.30尾矿75.840.160.639.1428.1810.3880.70给矿100.000.434.608.59100.00100.00100.006009.1混合精矿23.731.3417.328.4273.5489.3823.33尾矿76.270.150.648.6126.4610.6276.67给矿100.000.434.608.56100.00100.00100.00120010.5混合精矿19.761.5920.648.4172.3088.0519.52尾矿80.240.150.698.5427.7011.9580.48给矿100.000.434.638.51100.00100.00100.00180011.0混合精矿15.571.8625.509.9569.5785.1518.12尾矿84.430.150.828.2930.4314.8581.88给矿100.000.424.668.55100.00100.00100.00从表4-12中试验结果可以看出，随着石灰用量的增加、矿浆pH值的升高，混合精矿中的铜、铅品位不断升高；但当矿浆pH值过高时，会明显降低混合精矿中的铜、铅回收率。综合考虑，矿浆pH值为10.5时，即能获得较好的试验指标，即石灰用量以选用124.2.3铜捕收剂BK901C用量试验对原矿进行了铜捕收剂BK901C用量的对比试验，试验流程如图4-12所示，试验结果如表4-13所示。图4－12矿浆pH值试验流程图表4－13矿浆pH值试验结果用量产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn20混合精矿15.171.6726.058.6858.7186.4515.23尾矿84.830.210.738.6441.2913.5584.77给矿100.000.434.578.65100.00100.00100.0040混合精矿17.541.5422.938.4464.5487.6117.07尾矿82.460.180.698.7235.4612.3982.93给矿100.000.424.598.67100.00100.00100.0060混合精矿19.761.6221.148.4372.6788.9019.18尾矿80.240.150.658.7527.3311.1080.82给矿100.000.444.708.69100.00100.00100.0080混合精矿21.231.4619.518.9572.4089.3021.94尾矿78.770.150.638.5827.6010.7078.06给矿100.000.434.648.66100.00100.00100.00从表4-13中试验结果可以看出，适量添加铜捕收剂BK901C，能够显著提高混合精矿中铜的回收率。综合考虑，宜添加60g/t的铜捕收剂BK901C4.2.4全开路流程试验在前期的探索和条件试验的基础上，设计了铜铅混选分离的开路流程试验。为提高铜铅混合精矿的回收率，采用了两次粗选。开路试验流程如图4－13所示，试验结果如表4－14所示。图4－13铜铅混选分离开路试验流程图表4－14铜铅混选分离开路流程试验结果产品名称产率品位回收率CuPbZnCuPbZn铜精矿0.3124.173.118.2118.780.210.29铜中矿10.1718.09