XXX选矿厂铅锌矿选矿实验报告

XXX选矿厂铅锌矿选矿实验报告XXX铅锌矿选矿厂设计采、选规模200吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平平均处理量250吨/日，锌原矿平均品位7.3%，锌精矿品位38～42%，镍回收率76.0～83.3%；铅原品位4.1%，铅精矿品位35.9%，铅回收率74.0～81.2%。为有效提高该洗选厂的回收率和铅锌精矿品位，该厂委托了可研部门开展了选矿试验。一、位置：位于XX省XX县XX公路上，北距XX县城45公里，西距XX火车站85公里，矿区海拔高1800米以上，平均气温15℃。

二、矿石特性：（1）XX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）XX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石。（3）本样品有用矿物嵌布关系复杂，嵌布粒度细不均，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应的磨矿段数及适宜的磨矿粒度。（4）闪锌矿含铁在7.5－10.59%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。磁黄铁矿本身含有Cu0.05%。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。

三、厂史：XX矿山始建于1984年，原由XXX设计，采选规模200吨/日，并有年产800吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，80年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1994年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，1995年底重新建成投产、采、选规模500吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平为1998年，平均处理量556吨/日。表1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（%）2-1.6511.131.131.651-1.1683.564.691.168-0.8336.1710.860.833-0.58911.8922.753.103.100.589-0.4178.3831.133.116.210.417-0.29510.5441.671.3910.604.804.800.295-0.2087.7449.4112.2922.893.458.250.208-0.1477.9157.329.7132.64.8013.050.147-0.10411.1968.5113.2045.88.4021.453.993.990.104-0.0748.8977.411.0756.8710.2031.655.159.140.074-0.04311.0988.4919.4976.3618.7850.4310.1119.250.043-0.0207.1195.616.5892.9428.0178.4433.2952.540.020-0.0151.8297.423.7196.6511.9290.3624.5977.130.015-0.0101.9899.402.2598.907.6097.9617.1694.29＜0.0100.06100.001.10100.002.04100.005.71100.00粒级＞0.341.6710.604.80.00中粒0.3-0.07435.7346.2726.859.14细粒0.074-0.0122.0042.0366.3185.15微细粒＜0.010.061.102.045.71四、按生产流程进行试验XXX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%—0.074mm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8。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、锌精矿中铅杂质含量超标而担心了。表2预选试验结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）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3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24.360.871.916.2823.505.654.35铅精矿11.530.330.3328.9123.572.5852.87中矿314.330.200.2311.8217.762.2426.86尾矿62.720.0410.140.6915.935.596.83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4高碱流程方案试验选别结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnPbZn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10.001.517.095100.00100.003、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5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

PH7.5铅精矿

尾矿

原矿16.60

83.40100.008.580.241.624.837.817.3287.6812.32100.0010.9689.04100.00500

PH8.5铅精矿

尾矿

原矿8.1091.90100.0014.840.341.468.416.446.6082.3517.65100.0010.3289.68100.001000

PH9.0铅精矿

尾矿

原矿4.0295.98100.0026.190.351.397.515.805.8775.8124.19100.005.1494.86100.004、腐植酸钠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6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（%）PbZnPbZn0铅精矿

尾矿

原矿11.4288.58100.0011.520.181.4757.406.156.03589.1910.81100.0013.4186.59100.00100铅精矿

尾矿

原矿18.9981.01100.007.140.131.4613.327.516.71492.797.21100.009.3986.59100.00200铅精矿

尾矿

原矿12.1287.88100.0010.320.241.4624.757.146.8585.5714.43100.008.4091.60100.005、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。从试验结是看出，采用乙硫氨或黄药与丁黄药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7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乙黄药602号油30铅精矿

尾矿

原矿7.1192.89100.0016.200.301.437.596.076.1780.5219.48100.008.7391.27100.00乙黄药25丁黄药252号油30铅精矿

尾矿

原矿11.6388.37100.0010.680.191.416.386.236.2588.0911.91100.0011.8888.12100.00乙硫氮20乙黄药202号油30铅精矿

尾矿

原矿15.2384.77100.008.880.191.514.846.145.9489.3610.64100.0012.4187.59100.00乙硫氮302号油30铅精矿

尾矿

原矿12.9887.02100.0010.110.181.474.965.865.7489.3410.66100.0011.2188.79100.00丁黄药50BK-20440铅精矿

尾矿

原矿6.8593.15100.0017.020.241.397.115.946.0283.5516.45100.008.1991.91100.006、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8锌粗选石灰用量试验流程石灰用量（g/t）产品名称产率（%）品位Zn（%）作业回收率Zn（%）3000PH10.5锌精矿尾矿给矿29.1170.89100.0019.440.696.1592.047.96100.004000PH11.5锌精矿尾矿给矿19.2280.78100.0027.791.276.3783.8916.11100.006000PH13.0锌精矿尾矿给矿12.7387.27100.0030.332.486.0364.0835.92100.00表9锌粗精硫酸铜用量试验流程石灰用量（g/t）产品名称产率（%）品位Zn（%）作业回收率Zn（%）250锌精矿尾矿给矿13.9586.05100.0032.241.685.9475.6824.32100.00300锌精矿尾矿给矿19.2280.78100.0027.791.276.3783.8916.11100.00400锌精矿尾矿给矿27.9772.03100.0021.660.846.6690.929.08100.007、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—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102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11BK—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（%）PbZnPbZn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%—0.074mm，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7.5～10.59%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Cu0.05%，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12生产流程闭路试验指标产品

名称产率（%）品位（%）回收率（%）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13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7.114.736.1322.037.23尾矿91.060.345.9721.9690.17原矿100.001.416.03100.00100.0085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14铅粗精矿再磨闭路试验结果产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnPbZn铅精矿1.8961.633.2377.230.99尾矿98.110.356.2422.7799.01原矿100.001.506.18100.00100.003、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5%的锌品位，回收率提高1%以上。锌粗精矿再磨75%—0.043mm为宜。表15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100.006.34100.0075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16闭路试验结果产品

名称产率（%）品位（%）回收率（%）PbZnSAg（g/t）PbZnSAg铅锌矿1.8364.523.4717.99161674.951.021.7934.52锌精矿12.630.8941.5132.54124.47.1484.3822.3918.34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商斯）可获得锌精矿品位51.74%，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17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（%）0.14磁性产品锌精矿给矿5.0095.00100.0011.7341.6240.121.4698.54100.0083.150.20磁性产品锌精矿给矿10.7189.29100.009.2641.9738.472.5897.42100.0082.200.30磁性产品锌精矿给矿22.0277.98100.0018.1746.2040.0310.0090.00100.0075.940.4磁性产品锌精矿给矿36.3663.64100.0023.6051.7441.5120.6779.33100.0066.94七、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%。含银43.6g/t。表18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（%）作业对原矿硫酸20007.5硫精矿37.0435.1086.0765.26中矿16.5518.958.22中矿23.4212.352.80尾矿52.990.832.91给矿100.0015.10100.00硫酸铜40010.5硫精矿38.4232.0280.9661.38中矿18.1923.5012.67中矿23.9518.504.81尾矿49.440.481.56给矿100.0015.20100.00碳酸钠150012.0硫精矿28.2534.3363.7048.29中矿17.0617.007.88中矿27.6325.7412.90尾矿57.064.1415.52给矿100.0015.23100.00硫酸亚铁500009.5硫精矿22.2836.0652.7940.03中矿113.6526.1123.42中矿24.1821.305.85尾