选矿试验报告

1、选矿试验报告* 研 究 院2 0* 年 * 月前言受* 公司委托对某铜铅锌硫化矿进行选矿试验研究， 以确定处理 该矿较合理的选矿工艺流程和药剂制度， 为原有铅锌选矿厂增建回收 铜系列提供技改参考依据。1.1 试验内容要求进行较系统的工艺流程和药剂制度试验， 包括药剂种类及药 剂用量条件试验。并进行“优先浮铜”和“铜铅混浮再分离”两大工 艺流程的对比试验，确定处理该矿较合理的工艺流程和选矿指标。 1.2 试验研究结果该矿原矿品位：铜 *% ，铅*% ，锌* 。选矿试验采用优先浮 选工艺流程，在磨矿细度 -0.074mm 占 *% 的条件下，使用 * 捕收剂 优先浮铜，低碱（ PH=* ）以下用*

2、浮铅、* 浮锌，试验获得的指标： 铜精矿产率 *% 、铜品位 *% 、铜回收率 *% ；铅精矿产率 *% 、铅 品位 *% 、铅回收率 *% ；锌精矿产率 *% 、锌品位 *% 、锌回收率 *%, 试验指标理想。选矿废水经检测， 全面达到国标 GB89791996 二类企业排放标 准。该铜铅锌矿的浮选采用本试验推荐的药剂制度， 不会发生废水超 标的问题。试样的采集和加工试样由委托方采集并送至我院，试样重约 *Kg 。为制备试验矿样，对送来的矿样进行了加工。加工流程如图 2.1 所示图 2.1 试样加工流程图三 试样性质研究3.1 试样化学分析 试样多元素化学分析结果见表 3.1。表 3.1 试

3、样多元素化学分析结果成 分 Cu Pb Zn S As Fe Ag 含量（%）注： Ag 单位为 g/t。从表 3.1 结果看：原矿铜品位 *% 、铅品位 *% 、锌品位 *% 、 银品位*g/t ，具有回收价值，原矿含砷 * 较低。3.2 试样铅物相分析 试样铅物相分析结果见表 3.2。表 3.2试样铅物相分析结果相态氧化铅中铅硫化铅中铅合计含 量（ %）占有率（ %）从表 3.2 结果看：原矿硫化铅占有率 *% ，氧化铅占有率 *% ，铅氧化率较高，将严重影响铅回收率的提高四 选矿试验研究4.1 磨矿细度曲线磨矿细度试验在实验室型 * 锥形球磨机中进行，每次磨样 *g ， 磨矿浓度为 *%

4、。通过改变磨矿时间，并筛分测定 200 目占有率， 然后绘制磨矿细度曲线。磨矿细度测定结果见表 4.1 ，磨矿曲线见图 4.1。表 4.1 磨矿细度测定结果磨矿时间 （分）+200目占有率（%）-200 目占有率 （%）合计 （%）3100.005100.007100.009100.00图 4.1 磨矿曲线图根据选厂现行为一段磨矿，试验选择磨矿细度-0.074mm（ -200目）含量 * ，为一段磨矿最常用的细度，其磨矿时间为 * 分钟。4.2 铜浮选试验浮铜方案的确定对于铜铅锌硫化矿， 铜浮选常用工艺有优先浮铜和铜铅混合浮选 再分离流程。试验对两大工艺进行了对比。* 研究院开发的 * 用于铜

5、铅锌硫化矿的优先浮铜， 在选厂生产应 用中取得较好效果。 本试验引用其成果应用于该矿的优先浮铜。 试验 按图 4.2 进行，试验结果见表 4.2。铜铅混合浮选再分离方案，尽可能不使用对废水污染严重的氰 化钠法和重铬酸盐法， 参照目前生产实践较佳工艺， 经探索试验确定 较合理药剂制度，进行了开路试验，试验流程见图 4.3，试验结果见 表 4.2。原矿药剂 :g/t 时间：分钟3×1×磨矿 -0.074mm*% 亚硫酸钠 * 硫酸锌 *浮铜硫酸锌 * ×41×扫2硫酸锌 * ×精选 II铜精矿中矿图 4.2 优先浮铜开路试验流程原矿药剂 :g/t

6、时间：分钟磨矿 -0.074mm*%亚硫酸钠硫酸锌亚硫酸钠 *腐植酸钠 *丁铵黑药1× ×苯胺黑药铜铅混浮5丁铵黑药 *苯胺黑药 *选亚硫酸钠 *× 硫酸锌 * 精4精 选 II4选I尾矿图 4.3 铜铅混浮分离开路试验流程表 4.2 浮铜方案试验指标对比方案产品名称产率（ %）品位（ %）回收率（ %）CuPbZnCuPbZn优先浮铜铜精矿中矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00混合浮 选再分 离铜精矿分离中矿铅精矿中矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00从表 4.2结果看：优先浮铜方案铜回收率 * ，比混浮分离方案* 高

7、* 个百分点。而且生产操作比混浮分离容易。因此，铜的回收 决定采用优先浮铜工艺。优先浮铜药剂用量试验 优先浮铜药剂用量进行了亚硫酸钠、硫酸锌、 * 、丁铵黑药的条 件试验，试验按图 4.4 进行，亚硫酸钠用量试验结果见表 4.3，硫酸 锌用量试验结果见表 4.4，* 用量试验结果见表 4.5。药剂:g/t 时间：分钟尾矿铜精精矿图 4.4 优先浮铜药剂用量试验流程表 4.3 铜浮选亚硫酸钠用量试验结果亚硫酸钠 用量（g/t）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）CuPbZnCuPbZn0铜粗精矿尾矿合计250铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00500铜粗精矿尾

8、矿合计100.00100.00100.00100.007从表 4.3 结果看：不加亚硫酸钠铜粗精矿含铅锌较高，加入亚硫酸钠可降低铜粗精矿的铅锌含量。亚硫酸钠用量 * g/t 以上均可。表 4.4 铜浮选硫酸锌用量试验结果硫酸锌用 量（g/t）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）CuPbZnCuPbZn0铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00250铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00500铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00750铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00从表 4.4

9、结果看：不加硫酸锌铜粗精矿含锌较高。随着硫酸锌用量的增加，铜粗精矿含锌逐步降低。硫酸锌用量大于 500 g/t 为好表 4.5 铜浮选 * 用量试验结果YG 用量（g/t）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）CuPbZnCuPbZn60铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.0080铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00100铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00120铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00从表 4.5试验结果看：随着 * 用量的增加，铜粗精矿铜回收率逐 步提高，但铜粗精矿

10、铜品位逐步下降、含铅、含锌逐步增高。从兼顾 质量和回收率综合考虑， * 用量* g/t 较合适。优先浮铜补充试验试验过程中发现铜上浮速度较慢，而且有少量粗粒铜上浮不干净，为进一步提高铜回收率进行了补充试验。经多方案探索，在原使用* 较佳条件下，添加极少量的丁铵黑药可以加快铜的上浮， 并提高铜回收率。因此，进行了丁铵黑药用量试验，试验流程见图4.5，试验结果见表 4.6图 4.5 优先浮铜 补充 试验流程药剂:g/t 时间：分钟10表 4.6 铜浮选丁铵黑药用量试验结果丁铵黑药 用量（g/t）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）CuPbZnCuPbZn0铜粗精矿尾矿合计100.00100

11、.00100.00100.004铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.006铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.008铜粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00从表 4.6 丁铵黑药用量试验结果看：随着丁铵黑药用量的增加， 铜粗精矿铜回收率逐步提高，但铜粗精矿含铅、含锌逐步增高。综合 考虑：丁铵黑药用量 *g/t 较合适，生产上应严格控制。4.3 铅浮选试验铅浮选药剂制度的探索铅的浮选常用捕收剂有：乙硫氮、丁铵黑药、苯胺黑药等，为寻11求较合适的工艺技术， 进行了多方案的探索。 探索试验按图 4.6 进行，试验结果对比见表 4

12、.7药剂 :g/t 时间：分钟铅粗精矿2×硫酸锌3×抑制剂1×捕收剂浮铅41× 扫捕收剂选2铜浮选尾矿尾矿图 4.6 铅浮选方案探索试验流程图12表 4.7 铅浮选方案探索试验结果对比方案（药剂用 量 g/t ）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）PbZnPbZn铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00从表 4.7 方案探索试验结果看：铅浮选采用丁铵黑药方案，铅粗 精矿铅品位较低、含锌较高；采用苯胺黑药方案，铅回收率较低；铅 浮选采

13、用乙硫氮方案较好，可兼顾铅精矿质量和铅回收率。铅浮选药剂用量试验经探索试验对比， 铅浮选决定采用乙硫氮方案。因此，进行了石 灰、硫酸锌、乙硫氮的用量试验。试验按图 4.7 进行，石灰用量试验 时，固定硫酸锌用量为 * g/t、乙硫氮用量为 *g/t ，石灰用量试验结 果见表 4.8；硫酸锌用量时，固定石灰用量为 *g/t 、乙硫氮用量为 *g/t ， 硫酸锌用量试验结果见表 4.9；乙硫氮用量时，固定石灰用量为 *g/t 、13药剂 :g/t 时间：分钟硫酸锌用量为 *g/t ，乙硫氮用量试验结果见表 4.10铜浮选尾矿石灰×硫酸锌乙硫氮浮铅41×乙硫氮 *扫选2铅粗精矿

14、尾矿图 4.7 铅浮选药剂用量试验流程图14表 4.8 铅浮选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（ %）PbZnPbZn*（PH=*）铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00*（PH=*）铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00*（PH=*）铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00*（PH=*）铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00从表 4.8 石灰用量试验结果看：不加石灰铅粗精矿铅品位较低， 为黄铁矿未被抑制而上浮所影响。 随着石灰用量的增加， 铅粗精矿铅 品位有所提高。但，当石灰用量大于 *g/t 时，矿

15、浆 PH值大于 *。为 确保尾矿废水 PH值小于 * ，石灰用量应控制在 *g/t 左右。15表 4.9 铅浮选硫酸锌用量试验结果硫酸锌用量（g/t）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）PbZnPbZn*铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00*铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00从表 4.9硫酸锌用量试验结果看： 不加硫酸锌铅粗精矿含锌较高， 达* 。随着硫酸锌用量的增加，铅粗精矿含锌逐步降低，当硫酸锌 用量达 *g/t 后下降幅度己不大。从节约药剂成本

16、考虑，硫酸锌用量 *g/t 较合理。16表 4.10 铅浮选乙硫氮用量试验结果乙硫氮用量（g/t）产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）PbZnPbZn*铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00*铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00*铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00铅粗精矿尾矿合计100.00100.00100.00从表 4.10 乙硫氮用量试验结果看：随着乙硫氮用量的增加，铅 粗精矿铅回收率逐步提高。当乙硫氮用量达 *g/t 后，再增大用量至 *g/t ，铅回收率提高 *%幅度己不大，而铅粗精矿含锌由 * 增至 *% ，明显增高。因此，乙

17、硫氮用量 *g/t 较适宜。4.4 锌浮选试验锌浮选采用常规药剂，即硫酸铜活化、 丁黄药捕收。 并进行了硫 酸铜和丁黄药的用量试验。用量试验按图 4.8 进行，硫酸铜用量试验17结果见表 4.11，丁黄药用量试验结果见表 4.12铅浮选尾矿3硫酸铜1丁黄药2 号油 *浮选51丁黄药 *3锌粗精矿尾矿图 4.8 锌浮选药剂用量试验流程图18表 4.11 锌浮选硫酸铜用量试验结果硫酸铜用量（g/t）产品名称产率 （%）Zn 品位（）Zn 回收率 （）*锌粗精矿尾矿合计100.00100.00*锌粗精矿尾矿合计100.00100.00*锌粗精矿尾矿合计100.00100.00从表 4.11 硫酸铜用

18、量试验结果看：随着硫酸铜用量的增加，锌粗精矿锌回收率逐步提高，但硫酸铜用量从 * g/t 再增至 * g/t，锌回收率提高幅度己不大。 从节约药剂成本出发， 硫酸铜用量 * g/t 较合适。19表 4.12 锌浮选丁黄药用量试验结果丁黄药用量（g/t）产品名称产率 （%）Zn 品位（）Zn 回收率 （）*锌粗精矿尾矿合计100.00100.00*锌粗精矿尾矿合计100.00100.00*锌粗精矿尾矿合计100.00100.00从表 4.12 丁黄药用量试验结果看：随着丁黄药用量的增加，锌 粗精矿锌回收率逐步提高， 但丁黄药用量从 * g/t再增至* g/t，锌回收 率己不能再提高。丁黄药用量

19、* g/t 较合适。4.5 全流程闭路试验在条件试验的基础上， 选择较佳条件进行闭路试验。 全流程闭路 试验流程见图 4.9，全流程闭路试验结果见表 4.13。20原矿亚硫酸钠 *×硫酸锌 *精选11×铜浮5磨矿 -0.074mm*%硫酸钠 * 硫酸锌丁铵黑药 * 选药剂用量： g/t时间：分钟亚硫酸钠 *硫酸锌 *精2铜精矿1×扫3选1扫1×选 2选2扫1×选丁3铵 黑药 扫* 2 选3 3×石灰 *铅精矿1×硫酸锌 *图 4.9硫酸锌 *铅浮5乙硫氮 * 选1 32选21×2扫扫1×选乙硫1 氮

20、15;选1 1硫酸锌 * ×精全流程闭路试验流程图硫2氮 *32×3× 硫酸铜1× 丁黄药41×丁选1扫×选锌浮2 号油 选321×扫选丁黄2 药 *锌精矿 0尾矿表 4.13全流程闭路试验结果产品名称产率（%）品位（ %）回收率（ %）CuPbZnCuPbZn铜精矿铅精矿锌精矿尾矿合计100.00100.00100.00100.00全流程闭路试验获得的结果：铜精矿产率 *% 、铜品位 *% 、铜 回收率*% ；铅精矿产率 *% 、铅品位 *% 、铅回收率 *% ；锌精矿 产率*% 、锌品位 *% 、锌回收率 *% 。试验指标理想。五 废水检测以全流程闭路试验精矿澄清水 +尾矿澄清水作为最终废水，其废 水检测结果见表 5.1。表 5.1 废水指标检测结果（ mg/L）检测项目pH总铅总锌总铜总磷总砷总镉总铬总镍总汞排放要求6-91.05.01.00.10.50.11.51.00.05检测结果从 表 5.1