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云南***铅锌股份有限公司自产矿选矿试验 研 究 报 告 云南冶金集团总公司技术中心 2007年1月 目 录 一、 前 言3 二、 试料的采取与制备5 三、 矿石性质考查6 1、原矿光谱分析结果6 2、化学多元素分析结果.6 3、铅物相分析结果.6 4、锌物相分析结果.6 5、X－射线衍射分析结果..7 四、 选矿试验研究8 （一）、部分等可浮流程选粗精矿条件试验.8 1、选粗精矿粗、扫选作业捕收剂乙硫氮用量试验.8 2、选粗精矿磨矿细度试验10 （二）、部分等可浮选粗精矿再磨铅锌分离条件试验 1、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌、碳酸钠用量试验.12 2、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选石灰及硫酸锌用量试验.14 3、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌、亚硫酸钠（21）用量试验..16 4、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌及亚硫酸钠（11）用量试验..18 5、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选乙硫氮用量试验.20 6、铅精选硫酸锌及亚硫酸钠（11）用量试验...22 7、粗精矿再磨铅/锌分离粗选硫化钠用量试验.24 （三）、选锌作业药剂种类及用量试验26 1、选锌作业粗、扫选硫酸铜用量试验...26 2、选锌作业粗、扫选丁基黄药用量试验...29 （四）、粗精矿再磨铅/锌分离磨矿细度试验...31 （五）、小型闭路试验及数质量流程图33 五、最终产品考查..36 六、结 语...36 一、 前 言 云南冶金集团技术中心针对目前***公司自产矿铅锌矿进行选矿试验研究。以期获得较好的铅锌指标，为***公司下一步进行流程改造提供试验依据。试样由***铅锌股份有限公司选厂负责采取，并对该矿样的代表性负责。 矿样属于硫化铅锌矿石，矿样含铅2.54、锌7.67、银8.18克/吨，主要有用金属矿物有闪锌矿、方铅矿等硫化铅锌矿物，以及少量碳酸铅、铁酸铅、菱锌矿等氧化铅锌矿物，且有部分黄铁矿。其中，方铅矿占总铅的81.04％、闪锌矿占总锌的91.51％，是选矿回收的主要目的矿物。脉石矿物以方解石和石英为主，有少量白云母和白云石等。原矿中伴生有银等有价金属。含砷不高（＜0.10％）。 根据矿石的性质和***公司的要求，试验主要进行了部分等可浮选流程试验研究。 根据对***公司现场生产铅锌中矿的解离度测定，得出各矿石成分的解离度 方铅矿单体 6.54；方铅矿与闪锌矿的连生体 23.94； 闪锌矿单体 19.42；闪锌矿与黄铁矿的连生体 3.06； 黄铁矿单体 42.87；方铅矿与闪锌矿、黄铁矿的连生体 4.10； 方铅矿与黄铁矿的连生体 0.01； 在方铅矿和闪锌矿连生体中，方铅矿70-80粒度为0.04-0.07mm，闪锌矿80左右粒度为0.08-0.15mm。可见，通过一段磨矿，难以达到方铅矿与闪锌矿的充分解离，造成铅锌回收率不高以及互含较高的问题，针对这一情况，本次试验采用部分等可浮选流程，让方铅矿和部分易浮闪锌矿以及结合连生体先浮产生粗精矿，粗精矿再磨至95-320目时，进行铅锌分离试验，得到了较好的试验指标。 试验综合结果见表1。 试验综合结果 表1 流 程 产 品 名 称 产 率％ 品 位 ％ 回 收 率 ％ 备注 铅 锌 银 铅 锌 银 一段磨矿细度75％－200目，二段磨矿细度95％－320目。 铅精矿 3.28 60.32 7.67 126.4 77.89 3.28 50.69 试验流程见图十五 锌精矿 14.20 2.18 48.78 11.2 12.19 90.31 19.45 尾 矿 82.52 0.31 0.60 2.96 9.92 6.41 29.86 原 矿 100.00 2.54 7.67 8.18 100.00 100.00 100.00 现场生产 铅精矿 3.98 54.47 9.06 79.45 5.30 现场1-8月份及10月份平均生产指标 锌精矿 12.18 2.43 48.11 10.84 86.03 尾 矿 83.84 0.32 0.70 9.71 8.67 原 矿 100.00 2.73 6.81 100.00 100.00 说明银品位单位为克/吨 试验结果表明，通过部分等可浮选小型闭路试验，可以得到铅精矿的产率为3.28，铅精矿品位60.32，回收率为77.89。铅精矿中含锌品位7.67，回收率为3.28；锌精矿的产率为14.20，锌精矿品位48.78，回收率为90.31。锌精矿中含铅品位2.18，回收率为12.19；尾矿的产率为85.52，尾矿中含铅品位0.31，损失率为9.92。尾矿中含锌品位0.60，损失率为6.41；原矿含银不高，主要富集在铅精矿及锌精矿中。 与现场生产指标相比铅精矿中含锌的品位降低了1.39，锌精矿的回收率提高了4.28。 二、 矿样的采取与制备 本次共采取矿样1个，原矿样加工与制备流程见图一。 原矿块 破 碎 －25mm 混匀缩分 1/4 3/4 存样 破 碎 筛 分 －2mm 2mm 试验样及分析样 图一、原矿样加工与制备流程图 三、 矿石性质考查 1、原矿光谱分析结果 表2 元 素 Al Si Sb Mn Pb 概量（％） ＞1.00 ＞10.00 0.01 1.00 1.00 元 素 Fe Ti Ca Cu Zn 概量（％） 10.00 0.30 3.00-10.00 0.10 3.00-10.00 元 素 Ni Mg Ag 概量（％） 0.001 0.3 0.001 2、化学多元素分析结果 表3 元 素 Pb Zn As Ag、g/t S 含量（％） 2.54 7.67 0.1 8.18 4.67 元 素 SiO2 Fe Al2O3 CaO MgO 含量（％） 22.56 5.14 6.82 24.41 0.50 元 素 P Cu Au、g/t 含量（％） 0.030 0.014 0.008 3、铅物相分析结果 表4 相 别 硫酸铅 碳酸铅 硫化物 铁酸铅及 其它铅 全 量 铅含量 ％ 0.01 0.36 2.06 0.12 2.54 铅分布率 ％ 0.10 14.03 81.04 4.83 100.00 4、锌物相分析结果 表5 相 别 碳酸盐 硅酸盐 硫化物 铁酸盐及 其它锌 全 量 锌含量 ％ 0.39 0.16 7.02 0.10 7.67 锌分布率％ 5.04 2.12 91.51 1.33 100.00 5、X－射线衍射分析结果 X－射线衍射分析图谱见图二。 图二、X－射线衍射分析图谱 矿石性质考查小结 矿样属于硫化铅锌矿石，矿样含铅2.54、锌7.67、银8.18克/吨，主要有用金属矿物有闪锌矿、方铅矿等硫化铅锌矿物，以及少量碳酸铅、铁酸铅、菱锌矿等氧化铅锌矿物，且有部分黄铁矿。其中，方铅矿占总铅的81.04％、闪锌矿占总锌的91.51％，是选矿回收的主要目的矿物。脉石矿物以方解石和石英为主，有少量白云母和白云石等。原矿中伴生有银等有价金属。含砷不高（＜0.10％）。 四、 选矿试验研究 从原矿性质考查可看出，该矿石中的主要有价金属为铅和锌，并伴生有少量银。本试验的目的是提高铅、锌精矿的回收率及降低铅精矿含锌、锌精矿含铅。针对矿石性质，根据以往对该类矿石的研究经验，结合现场生产工艺流程，重点对部分等可浮流程进行了研究，即根据闪锌矿的可浮性差异，让易浮部分的闪锌矿随铅一起上浮，该部分粗精矿再细磨（95％－320目），采用硫酸锌、亚硫酸钠抑制闪锌矿进行Pb/Zn分离，试验效果较好。现将部分等可浮流程试验结果分述如下 （一）、部分等可浮流程选粗精矿条件试验 1、选粗精矿粗、扫选作业捕收剂乙硫氮用量试验 在磨矿细度为75-200目时，捕收剂采用对铅选择性较强的乙硫氮，起泡剂采用对铅锌分离较为有利的730A，进行部分等可浮流程试验。 试验流程见图三，试验结果见表6。 选粗精矿粗、扫选作业乙硫氮用量试验结果 表6 乙硫氮 用量（g/t） 产品 名称 产 率 ％ 品 位、％ 回 收 率、％ Pb Zn Pb Zn 粗选扫选1扫选2 个别 累计 个别 平均 个别 平均 个别 累计 个别 累计 40103 粗精矿 12.85 14.61 23.45 73.92 39.40 中矿1 4.86 17.71 2.32 11.24 19.13 22.26 4.44 78.36 12.16 51.56 中矿2 2.60 20.31 1.60 10.00 15.83 21.44 1.64 80.00 5.38 56.94 尾 矿 79.69 100.0 0.64 2.54 4.13 7.65 20.00 100.0 43.06 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.65 100.0 100.0 60205 粗精矿 13.72 14.30 23.40 77.23 41.91 中矿1 5.35 19.07 2.65 11.03 19.11 22.20 5.58 82.81 13.35 55.26 中矿2 2.84 21.91 1.96 9.86 15.58 21.34 2.19 85.00 5.77 61.03 尾 矿 78.09 100.0 0.49 2.54 3.82 7.66 15.00 100.0 38.97 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.66 100.0 100.0 80257 粗精矿 13.84 14.18 22.95 77.29 41.53 中矿1 5.24 19.08 2.68 11.02 19.17 21.91 5.53 82.82 13.13 54.66 中矿2 2.88 21.96 1.98 9.84 17.47 21.33 2.24 85.06 6.57 61.23 尾 矿 78.04 100.0 0.49 2.54 3.80 7.65 14.94 1000 38.77 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.65 100.0 100.0 试验结果表明随着乙硫氮用量的增加，粗精矿中铅品位略有下降而回收率有明显的提高、含锌品位变化不大而，综合考虑，选择乙硫氮用量粗选扫选1扫选2为60205g/t。 原 矿 磨矿细度75％－200目 乙硫氮变量 730A 48 铅 粗 选 乙硫氮变量 730A 24 粗精矿 铅 扫 选 1 乙硫氮变量 730A 中矿1 铅 扫 选 2 中矿2 尾 矿 图三、选粗精矿粗、扫选作业乙硫氮用量试验流程图 2、选粗精矿磨矿细度试验 为进一步探索磨矿细度对粗精矿中铅锌品位及回收率的影响，进行磨矿细度的试验。 试验流程见图四，试验结果见表7。 原 矿 磨矿细度变 乙硫氮60 730A 48 铅 粗 选 乙硫氮10 730A 24 粗精矿 铅 扫 选 1 乙硫氮5 730A 中矿1 铅 扫 选 2 中矿2 尾 矿 图四、选粗精矿磨矿细度试验流程图 选粗精矿磨矿细度试验结果 表7 磨矿细度 -200目 产品 名称 产 率 ％ 品 位、％ 回 收 率、％ Pb Zn Pb Zn 个别 累计 个别 平均 个别 平均 个别 累计 个别 累计 65 粗精矿 13.82 13.27 22.61 71.73 40.75 中矿1 5.13 18.94 2.56 10.37 15.93 20.80 5.13 76.86 10.65 51.40 中矿2 2.59 21.53 1.94 9.36 13.28 19.90 1.96 78.82 4.48 55.88 尾 矿 78.47 100.0 0.69 2.56 4.31 7.67 21.18 100.0 44.12 100.0 原 矿 100.0 2.56 7.67 100.0 100.0 70 粗精矿 13.96 13.80 22.01 75.42 40.11 中矿1 5.06 19.02 3.60 11.08 14.54 20.02 7.14 82.56 9.61 49.72 中矿2 2.30 21.32 2.26 10.13 13.13 19.28 2.03 84.59 3.94 53.66 尾 矿 78.68 100.0 0.50 2.55 4.51 7.66 15.41 100.0 46.34 100.0 原 矿 100.0 2.55 7.66 100.0 100.0 75 粗精矿 13.72 14.30 23.12 77.23 41.90 中矿1 5.35 19.07 2.65 11.03 18.99 21.96 5.58 82.81 13.43 55.33 中矿2 2.84 21.91 1.96 9.86 13.50 20.86 2.19 85.01 5.06 60.39 尾 矿 78.09 100.0 0.49 2.54 3.84 7.57 14.99 100.0 39.61 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.57 100.0 100.0 80 粗精矿 13.22 14.85 23.56 77.27 40.61 中矿1 5.35 18.57 2.74 11.36 19.11 22.28 5.77 83.04 13.34 53.95 中矿2 2.84 21.41 1.98 10.12 15.58 21.39 2.21 85.25 5.77 59.72 尾 矿 78.59 100.0 0.48 2.54 3.93 7.67 14.75 100.0 40.28 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 试验结果表明随着磨矿细度的提高，粗精矿中铅、锌品位略有提高而回收率有明显的提高，综合比较，在磨矿细度为75-200目时选别效果较好。 综上在磨矿细度为75-200目时，由于扫选中矿铅锌的分布率都较高，铅的分布率约8左右，锌分布率约19左右，而这部分的铅锌分离较为困难，因此并入粗精矿一起进行再磨分离。合并后进入再磨分离的粗精矿含铅品位9.86，回收率85.01，含锌品位20.86，回收率60.39。 （二） 部分等可浮选粗精矿再磨铅锌分离条件试验 1、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌、碳酸钠用量试验。 采用硫酸锌、碳酸钠（按21比例）作为锌的抑制剂，捕收剂和起泡剂分别采用对选铅较为有利的乙硫氮和730A。 试验流程见图五，试验结果见表8。 粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌及碳酸钠用量试验结果 表8 ZnSO4 Na2CO3 用量（g/t） 产品 名称 产 率 ％ 品 位、％ 回 收 率、％ Pb Zn Pb Zn 粗选扫选1扫选2 个别 累计 个别 平均 个别 平均 个别 累计 个别 累计 ZnSO4 1000300100 Na2CO3 50015050 铅精矿 6.90 25.34 24.32 68.81 21.87 中矿1 1.08 7.98 9.68 23.22 21.64 23.96 4.12 72.93 3.05 24.92 中矿2 0.82 8.79 6.12 21.63 19.68 23.56 1.97 74.90 2.10 27.02 锌精矿 12.11 20.90 2.12 10.33 21.58 22.41 10.10 85.00 34.07 61.09 尾 矿 79.10 100.0 0.48 2.54 3.77 7.67 15.00 38.91 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 ZnSO4 2000500200 Na2CO3 1000250100 铅精矿 6.26 27.45 23.42 67.69 19.13 中矿1 0.92 7.18 11.24 25.38 21.86 23.22 4.06 71.75 2.61 21.74 中矿2 1.17 8.35 5.42 22.59 19.47 22.70 2.49 74.24 2.97 24.71 锌精矿 14.10 22.44 1.94 9.62 19.86 20.91 10.77 85.01 36.50 61.21 尾 矿 77.56 100.0 0.49 2.54 3.84 7.67 14.99 100.0 38.79 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 ZnSO4 3000800400 Na2CO3 1500400200 铅精矿 5.82 28.72 21.56 65.77 16.35 中矿1 1.75 7.56 8.62 24.08 22.12 21.69 5.93 71.70 5.04 21.39 中矿2 1.03 8.59 6.56 21.98 20.16 21.51 2.66 74.36 2.71 24.10 锌精矿 13.61 22.20 1.99 9.73 20.88 21.12 10.66 85.02 37.04 61.14 尾 矿 77.80 100.0 0.49 2.54 3.83 7.67 14.98 100.0 38.86 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 ZnSO4 40001000500 Na2CO3 2000500250 铅精矿 5.69 29.20 21.23 65.45 15.76 中矿1 1.90 7.59 9.26 24.22 21.55 21.31 6.92 72.37 5.33 21.09 中矿2 1.60 9.19 5.25 20.92 19.53 21.00 3.30 75.67 4.06 25.15 锌精矿 12.91 22.10 1.84 9.77 21.22 21.13 9.36 85.03 35.73 60.88 尾 矿 77.90 100.0 0.49 2.54 3.85 7.67 14.97 100.0 39.12 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 试验结果表明随着硫酸锌和碳酸钠用量的增加，铅精矿的品位有所提高而回收率有所下降，但是铅精矿中损失锌的回收率有点偏高，综合比较，暂且选择硫酸锌粗选扫选1扫选2为40001000500g/t，碳酸钠 粗选扫选1扫选2为2000500250g/t。 原 矿 磨矿细度75％－200目 乙硫氮 60 730A 48 粗 选 乙硫氮20 730A 24 扫 选 1 乙硫氮5 730A 12 扫 选 2 尾矿 磨矿细度95-320目 硫酸锌变 碳酸钠变 乙硫氮10 730A 12 铅锌分离粗选 硫酸锌变 碳酸钠变 乙硫氮4 730A 12 铅精矿 扫选1 硫酸锌变 碳酸钠变 乙硫氮2 中矿1 扫选2 中矿2 锌精矿 图五、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌及碳酸钠用量试验流程图 2、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选石灰及硫酸锌用量试验。 采用石灰及硫酸锌作为锌的抑制剂，捕收剂和起泡剂分别采用对选铅较为有利的乙硫氮和730A。 试验流程见图六，试验结果见表9。 粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌及石灰用量试验 表9 石灰ZnSO4 用量（g/t） 产品 名称 产 率 ％ 品 位、％ 回 收 率、％ Pb Zn Pb Zn 粗选扫选1扫选2 个别 累计 个别 平均 个别 平均 个别 累计 个别 累计 石灰 100000 ZnSO4 40001000500 铅精矿 6.60 27.14 25.13 70.47 21.61 中矿1 0.72 7.31 7.70 25.24 23.82 25.00 2.17 72.64 2.22 23.83 中矿2 0.36 7.68 4.34 24.24 21.43 24.83 0.62 73.26 1.02 24.85 锌精矿 11.98 19.66 2.49 10.98 23.16 23.81 11.75 85.01 36.19 61.04 尾 矿 80.34 100.0 0.47 2.54 3.72 7.67 14.99 100.0 38.96 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 石灰 200000 ZnSO4 40001000500 铅精矿 7.64 23.20 25.66 69.77 25.55 中矿1 2.50 10.14 5.17 18.75 19.34 24.10 5.09 74.86 6.30 31.85 中矿2 0.75 10.89 3.97 17.73 16.92 23.60 1.18 76.04 1.66 33.51 锌精矿 11.57 22.46 1.97 9.61 18.17 20.81 8.97 85.01 27.41 60.92 尾 矿 77.54 100.0 0.49 2.54 3.86 7.67 14.99 100.0 39.08 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 石灰 300000 ZnSO4 40001000500 铅精矿 9.05 21.04 25.72 74.93 30.33 中矿1 2.02 11.07 3.48 17.83 27.38 26.02 2.77 77.70 7.22 37.55 中矿2 0.98 12.05 2.96 16.62 17.98 25.37 1.14 78.84 2.30 39.85 锌精矿 8.66 20.70 1.81 10.43 18.64 22.56 6.17 85.01 21.04 60.89 尾 矿 79.30 100.0 0.48 2.54 3.78 7.67 14.99 100.0 39.11 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 石灰 400000 ZnSO4 40001000500 铅精矿 9.89 19.68 24.10 76.60 31.07 中矿1 1.63 11.52 2.60 17.26 27.56 24.59 1.67 78.27 5.87 36.94 中矿2 1.24 12.76 2.16 15.79 19.86 24.13 1.06 79.33 3.22 40.16 锌精矿 8.67 21.43 1.66 10.07 18.02 21.66 5.67 85.00 20.37 60.53 尾 矿 78.57 100.0 0.48 2.54 3.85 7.67 15.00 100.0 39.47 100.0 原 矿 100.0 2.54 7.67 100.0 100.0 试验结果表明随着石灰用量的增加，铅精矿的品位有所降低而回收率有明显的提高，铅精矿中损失锌的回收率有明显增加，试验效果不理想，不予采用。 原 矿 磨矿细度75％－200目 乙硫氮 60 730A 48 粗 选 乙硫氮20 730A 24 扫 选 1 乙硫氮5 730A 12 扫 选 2 尾矿 磨矿细度95-320目 石灰变 硫酸锌4000 乙硫氮10 730A 12 铅锌分离粗选 硫酸锌1000 乙硫氮4 730A 12 铅精矿 扫选1 硫酸锌500 乙硫氮2 中矿1 扫选2 中矿2 锌精矿 图六、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选石灰及硫酸锌用量试验流程图 3、粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫选硫酸锌及亚硫酸钠（21）用量试验。 采用硫酸锌、碳酸钠（21）作为锌的抑制剂，捕收剂和起泡剂分别采用对选铅较为有利的乙硫氮和730A。试验流程见图七，试验结果见表10。 粗精矿再磨铅/锌分离粗、扫
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