硫化矿分选试验报告.doc

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1、目 录 前 言1 原矿性质2 试验流程3 小型开路试验3.1 全浮、分离流程试验3.2 优先浮选流程试验4 小型闭路试验5 铅浮选生产样验证试验5.1 小型开路试验5.2 小型闭路试验6 全浮选尾矿摇床试验7 工业应用试验7.1 试验最终指标7.2 存在问题探讨8 结语 9 附表 前 言 今年以来，长坡选厂生产处理的细脉带火烧矿矿石比例较大，而火烧矿中的铅、锑、锌三种矿物的氧化率较高，氧化严重时它们的氧化率分别达到44%、35%和11%，这严重影响了铅、锌精矿的选别指标。在2004年铅、锌矿物氧化率较低时，全年累计原矿含铅+锑0.65%、锌2.38%，生产的铅锑精矿品位为35.06%、回收率5

2、5.90%，锌精矿品位为45.58%、回收率60.31%；而 2005年17月,当原矿中铅、锌矿物氧化率较高时，原矿含铅+锑0.77%、锌2.20%，生产的铅锑精矿品位降为31.62%、回收率49.48%，锌精矿品位为45.08%、回收率56.35%。为此，集团公司科技部下达了开展长坡选厂难选硫化矿分选试验研究课题任务，要求通过试验研究，尽快找出有效选别氧化铅锑、锌矿物的工艺流程和药剂制度，并在生产上实施应用，使铅锌精矿质量和回收率尽快达到或超过生产任务指标的要求。小型探索试验从8月份开始，10月份结束；先后进行了铅锌全浮分离与优先浮选分离两个方案的对比试验，其中铅锌全浮分离试验方案较佳，铅、

3、锌精矿的试验指标均达到和超过了试验任务指标要求（铅锑精矿：含Pb+Sb40%、回收率57%；锌精矿：含Zn46%、回收率62%），试验结果见表1。正式工业应用试验由于生产调试准备工作的客观影响，推迟于12月1923日完成；工业试验同样获得了良好的生产指标，达到了合同要求。具体结果见表2。表1 铅锌全浮分离小型闭路试验结果 （）表2 铅锌分离工业试验生产测定结果 （）1 原矿性质1.1 原矿分析试验综合矿样取自7月11、12两日的生产原矿。试样的多元素化学分析结果见表3，矿物组成分析见表4，主要矿物的物相分析见表5，原矿破碎至-1mm时的粒度分析结果见表6。 表 3 试验原矿多元素化学分析结果（

4、%）表 4 试验原矿矿物组成含量分析结果（%）表 5 试验原矿物相分析结果（%） 表6 原矿破碎至-1mm时的粒度分析结果（） . 矿石性质特点 试样矿石为铜坑细脉带火烧矿，铅锑、锌矿物的氧化率较高；锡石晶体的嵌布粒度较细，且有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石中；部份磁黄铁矿的可浮性较好，对铅、锌分离浮选作业的操作影响较大。2 试验流程根据矿石性质特点，原矿含锡品位较低，且锡石晶体的嵌布粒度较细，并有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石中。因此，硫化矿浮选分离试验流程主要考虑了两个方案：磨矿全浮、分离流程和磨矿部分优先浮选流程；其中，第一个方案的浮选流程基本与现有生产流程一致。两方案的开路试验流程分别见图

5、2和图3。3 小型开路试验试验矿样每份干重800克，球磨的磨矿浓度为53，入选给矿粒度为0.3mm，试验用水全部为现场生产用水。入选给矿粒度分析结果见表7，矿物单体解离度测定结果见表8。表7 入选给矿粒度分析结果（）表8 入选给矿矿物单体解离度测定结果 3.1 全浮分离流程试验全浮分离流程开路条件试验，主要探索了氧化铅锌矿的活化剂：XSQ、硫化钠、氯化氨、X活化剂的单独使用及配合使用的效果，以及捕收剂乙硫氮在弱碱性矿浆中对铅锑矿物的选择性捕收效果。全浮作业药剂对比试验流程见图1，全浮分离方案开路条件试验流程见图2。3.1.1 全浮药剂试验主要探索了XSQ、硫化钠、氯化氨、X活化剂这几种药剂，在

6、 原 矿 注：氧化矿活化剂分别为XSQ、硫化钠、 4/ H2SO4 氯化氨或X活化剂。 3/ CuSO4 2/ 黄药 1/ 2# 油 6/ 3/ CuSO4+氧化矿活化剂 2/ 黄药 1/ 2# 油 4/ 3/ H2SO4 3/ CuSO4+氧化矿活化剂 2/ 黄药 ks 1/ 2# 油 3/ 3/ H2SO4 2/ CuSO4+氧化矿活化剂 2/ 黄药 中1 1/ 2# 油 3/ 2/ 氧化矿活化剂 2/ 黄药 中2 1/ 2# 油 3/ 中3 X 图1： 全浮作业药剂对比试验流程图单独使用或配合使用的情况下对氧化铅、锌矿物的活化效果。对比试验结果表明，氯化氨和X活化剂对氧化铅、锌矿物的活化

7、效果较差，硫化钠的活化效果次之，XSQ的最好。试验发现硫化钠易与矿浆中游离的铜、铅金属粒子发生化学反应，形成铜、铅的硫化物沉淀，而相对增加了硫酸铜、XSQ与硫化钠联合使用时的药剂用量；试验中发现粗粒级的铅锑矿往往在扫选作业才缓慢上浮，在精选作业也较易掉下。另外，在其它药剂条件基本相同的情况下，随着全浮粗、扫选表9 全浮作业药剂对比试验结果（）续表9 全浮作业药剂对比试验结果（）作业硫酸用量的增加，XSQ的用量可相对地减少，这可能是由于部分铅锑矿物只是表面氧化，经浓度稍大的稀硫酸清洗后便相对容易上浮的缘故。部分药剂对比试验结果见表9。3.1.2 全浮分离流程试验在全浮作业药剂对比试验结果中，选定

8、了XSQ做为氧化铅锑矿的主要活化剂，硫酸做为辅助清洗、活化剂。全浮铅锌分离试验流程见图2，铅锌分离原则流程基本与现有生产流程一致。试验对铅锑浮选作业的药剂制度做了比较详细的探索，先后对硫化矿抑制剂：氰化钠、硫酸锌、硫化钠、腐植酸钠、石灰进行了对比试验；另外，还探索了乙硫氮对铅锑矿的选择性捕收效果。锌、硫分离作业的药剂制度基本与现场生产相同。流程试验较佳的对比结果见表10。试验结果表明：铅锑浮选作业在弱碱性矿浆条件下（PH=8左右），只采用常规的氰化物+硫酸锌作抑制剂，配合使用少量的捕收剂乙硫氮，经过一粗二精一扫作业，便可获得较高品质的铅锑精矿，Pb+Sb金属含量达到45%以上，铅金属回收率达到

9、57%左右（见表10）。锌浮选作业采用与生产现场相同的药剂（石灰、硫酸铜、黄药），经过表 10 铅锌分离较佳条件试验结果 （）续表 10 铅锌分离较佳条件试验结果（）一粗一精一扫作业，便可获得含锌48%，回收率73%以上的高品质锌精矿，锌矿物相对比较好选。3.2 优先浮选流程试验 铅锑优先浮选试验的原则流程为：磨矿铅锑浮选锌硫混浮锌硫分离。浮选给矿入选粒度仍为-0.3mm。试验探索了在中性至弱酸性（PH=67）矿浆条件下，采用丁铵黑药或乙硫氮做捕收剂，XSQ、硫化钠或氯化氨做活化剂，单独或联合使用来优先浮选铅锑矿物。锌硫混浮、分离作业的药剂组合与生产现场相同。开路条件试验流程及药剂制度见图3，

10、试验结果见表11。试验结果表明：采用铅锑优先浮选流程方案，铅锑精矿的品位和回收率均较低，较佳指标均为40%左右，损失的金属大部份是在浮锌尾矿中，其原因一是铅锑矿物的粒度粗,单体解离度不够，二是部分铅锑矿氧化程度较深，因而在没有硫酸铜参与活化的情况下，这部份表11 铅锑优先浮选条件试验结果（%） 续表11 铅锑优先浮选条件试验结果（%） 续表11 铅锑优先浮选条件试验结果（%） 续表11 铅锑优先浮选条件试验结果（%） 续表11 原矿优先浮选条件试验结果（%） 铅锑矿物就很难在优先浮选中上浮。锌硫混浮分离作业的锌精矿品位和回收率均较高，较佳指标分别达到50%、68%左右，与全浮分离流程方案的试验

11、结果相近。4 小型闭路试验 综合对比铅锌混浮分离流程与铅锑优先浮选流程的小型开路试验结果，得知铅锌混浮分离流程的选别指标较好，达到了试验任务的要求，故小型闭路试验仅采用该流程方案。与开路试验相比，闭路试验流程分别增加了一次铅精选和一次锌精选作业，以消除中矿循环返回对铅、锌精矿质量的不良影响，具体试验流程和药剂制度见图4。闭路试验结果见表12，试验产品粒度分析及多元素化学分析结果分别见表1316和表17。闭路试验结果表明，在铅锌混浮分离工艺流程中，采用XSQ和乙硫氮分别做氧化铅锑矿的活化剂与选择性捕收剂，可获得较好的表12 铅锌浮选混合、分离闭路试验结果 （）表 13 闭路试验铅精矿粒度分析结果

12、（）表14 闭路试验锌精矿粒度分析结果 （）表 15 闭路试验锌浮尾矿粒度分析结果 （）表 16 闭路试验全浮尾矿粒度分析结果 （） 表 17 闭路试验产品多元素化学分析结果（%）选别指标：铅锑精矿品位达到44.95、回收率为60.92；锌精矿品位达到46.37、回收率为81.17；全浮选尾矿中锡金属的回收率达到89.16 。铅锑、锌精矿的试验指标均超过了试验任务指标（铅锑精矿：含Pb+Sb40%、回收率57%；锌精矿：含Zn46%、回收率62%）的要求。值得一提的是，由于试验流程中铅锑浮选及锌浮选的选别次数较少，均只有一次扫选作业，故锌浮选尾矿中含铅锑、锌的品位均较高，这一问题在生产上可通过

13、增加扫选作业次数来提高铅锑及锌金属的回收率。 5 铅锑浮选生产样验证试验5.1 小型开路试验 为了验证铅锌混浮分离流程试验中，铅锑浮选流程和药剂制度的可靠性，于10月20日白班采取了生产现场的铅浮选给矿，做为验证试验的试样进行铅锌分离验证试验。当班原矿含锡0.43%、铅 图5 铅锑浮选开路验证试验流程图表18 铅锑浮选小型开路验证试验结果（） 0.42%、锑0.33%，与原矿闭路试验的矿样性质基本相同。取样当班生产的铅锑精矿品位为铅+锑34.72%。铅锑浮选小型开路验证试验流程见图5，试验结果见表18。 验证试验结果表明：铅锑精矿的质量和回收率均较为理想，完全达到了预期目标。但值得指出的是，在

14、Q16组试验中，由于铅锑粗选作业没有添加选择性捕收剂乙硫氮，而只在扫选作业添加，其铅锑精矿的回收率就相对地明显降低，尾矿中铅锑金属的损失率也相对较高。试验结果表明在弱碱性矿浆中，只要添加乙硫氮，石灰用量的适量波动对铅锑精矿的选别指标影响并不大。5.2 小型闭路验证试验 在小型开路试验的基础上，闭路验证试验流程增加了一次扫选作业，以利于提高铅锑精矿的回收率。具体流程与药剂制度见图6，试验结果见表19。图6 铅锑浮选闭路验证试验流程图表19 铅锑浮选小型闭路验证试验结果（）小型闭路验证试验结果表明：在PH8左右的弱碱性矿浆条件下，采用乙硫氮做为氧化铅锑矿的选择性捕收剂，可获得较好的选别指标：铅锑精

15、矿品位达到45.38、作业回收率为85.92；铅尾矿中锌矿物的金属回收率高达97.55，验证试验的选别指标比较理想，这表明试验流程与药剂制度也是比较可靠的。6 全浮选尾矿摇床试验为了探索试验原矿样直接破碎、磨至-0.3mm粒级浮选后，仅用摇床来选别回收锡石的分选效果，故把小型试验全浮尾矿综合矿样筛分成正、负0.15mm两个粒级，再分别用细砂和矿泥生产摇床进行试验选别，试验综合结果见表20。小型闭路试验全浮尾矿粒度分析结果见表16。表20 综合尾矿生产摇床试验结果 (%) 试验结果表明：摇床选别回收锡石的效果比较理想，获得的锡精矿含锡51.49、作业回收率为75.11、对原矿的回收率为66.97

16、；另外，还有部分锡中矿和细泥锡石可在生产中进一步选别回收。本试验锡精矿的回收率较高，主要是由于试验原矿全部磨矿入选，以及全浮尾矿中粗粒矿物连生体较少，硫化矿上浮比较干净，含硫仅0.88%（参看表1617）；而生产上不仅前重丢尾的金属损失偏大，而且全浮尾矿中粗粒矿物连生体较多，硫化矿上浮不够干净（参看附表3）、含硫一般2%，再加上摇床给矿分级不够好，所以目前生产上锡金属的回收率相对较低。7 工业应用试验7.1 试验最终指标在小型试验结果基础上,工业试验增加了乙硫氮和XSQ两种药剂。正式工业应用试验于2005年12月1923日进行。生产上铅锌混浮、分离工艺流程基本与试验流程相同，但是，由于现有生产

17、工艺流程在前重已丢弃了产率约40的粗粒尾矿，再加上硫化矿全浮作业的入选给矿粒度偏粗（参阅表7、16及附表23）、硫化矿物上浮不够干净，因而进入铅锌系统的铅、锌金属归队率仅为74左右；而试验流程是把原矿直接磨至-0.3mm粒级后全部进入全浮、分离作业的，所以，工业应用试验的铅、锌金属回收率与试验结果相比会有一定的差距。工业应用试验3天9个班的生产总指标见表21，铅锌系统工业试验测定指标及各产品粒度分析结果分别见附表17，工业应用试验前后浮选药剂实际用量对比见附表 8。由表21看出，工业应用试验由于采用了XSQ和乙硫氮分别做为铅锑矿物的活化剂与选择性捕收剂，试验获得了较好的效果：铅锑精矿品位由当月

18、工业试验前的3032提高到42.94， 铅锑金属回收率由51左右提高到55.07 ；锌精矿品位由当月工业试验前的4445提高到47.36，锌金属回收率也由60左右提高到64.59；工业试验指标基本达到了预期的效果。表21 铅锌分离工业试验生产总指标 （） 续表21 铅锌分离工业试验生产总指标 （）7.2 存在问题探讨（1）本次工业试验的测定数据表明，进入铅锌分离系统的铅锑、锌矿物的归队率均较低（见表25），分别为64.678.94和66.9281.73，3天平均仅为73.92和73.53。 （2）由于原矿性质及品位的变化较大，几乎每个班或者每班班中都有可能出现铅锑精矿、锌精矿泡沫量及泡沫颜色的

19、变化，尤其是精矿泡沫的颜色与原矿性质的关系非常密切，生产中各班精矿泡沫的表象颜色相同或极相似的铅锑精矿或锌精矿、其精矿质量有着很大的差别。因此，这给操作增加了难度，操作工不能仅凭精矿泡沫的颜色来断定精矿品质好坏，而必须接取精矿泡沫淘洗观察后方可确定质量。 （3）试验和生产经验表明，铅锑浮选较佳的给矿浓度为3035。生产中常出现硫化矿浓密机排矿因堵塞现象不能及时排除而造成部份班次的铅锑浮选给矿浓度高和给矿量偏大的现象，有时浓度高达5065，这不仅造成铅锑浮选精矿泡沫夹带杂质严重、精矿品质较差，而且还造成铅锑精矿金属回收率的下降。因此，生产中必须严格控制好铅锑浮选给矿浓度和给矿量并保持相对均衡稳定

20、。8 结语 （1）2005年长坡选厂生产处理的细脉带火烧矿矿石比例较大，而火烧矿中的铅、锑、锌三种矿物的氧化率较高。试验综合矿样取自7月11、12两日的火烧矿生产原矿；原矿锡石晶体的嵌布粒度较细，且有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石中；部份磁黄铁矿的可浮性较好，对铅、锌分离浮选作业的操作影响较大。（2）硫化矿混浮分离原矿小型试验、铅锌分离生产样验证试验以及正式生产应用工业试验的结果都表明：XSQ对部分氧化的铅锑矿物有活化作用，浮铅作业用乙硫氮作补充选择性捕收剂可行，试验和生产都获得了良好的效果，铅锑精矿品位和金属回收率都能达到40和55.0以上；锌精矿品位和金属回收率也能达到47和64以上。 （3

21、）生产过程中，必须严格控制好全浮作业的入选粒度，尽量避免因入选粒度偏粗而造成硫化矿物上浮效果差、进入铅锌分离系统的铅锌矿物归队率偏低的不利情况。 （4）生产过程中，必须严格控制好铅锑浮选作业的给矿浓度、粒度、给矿量和药剂浓度的相对均衡稳定，杜绝这些因素的大幅波动给浮选操作及选别指标造成不利的影响。 （5）生产班中原矿性质多变，是长坡选厂近年来生产过程的重要特征，铅锌分离作业岗位的操作工必须学会适应原矿性质的变化，班中及时调整药剂用量、勤陶洗观察精矿泡沫质量，并控制好刮泡液面，这样才有可能在操作技术上确保铅锌选别指标的完成。（6）前重丢尾产率高达40%左右，含锡、铅、锌品位偏高，要提高铅锌的归队

22、率，必须做到均衡生产，并加强棒磨、筛分、跳汰和螺溜的操作管理，尽可能降低丢尾品位。9 附表附表 1 05/12/19 铅锌分离系统工业试验测定结果 （）续附表1 05/12/20 铅锌分离系统工业试验测定结果（）续附表1 05/12/21 铅锌分离系统工业试验测定结果（）续附表1 05/12/2223 铅锌分离系统工业试验测定结果（）附表 2 工业试验全浮给矿粒度分析结果 ()附表 3 工业试验全浮尾矿粒度分析结果 ()附表 4 工业试验铅给矿粒度分析结果 ()附表5 工业试验铅精矿粒度分析结果 ()附表6 工业试验锌精矿粒度分析结果 ()附表 7 工业试验锌尾矿粒度分析结果 ()附表 8 工业应用试验前后浮选药剂实际用量对比 (g/t)