硫化矿分选试验报告

难选硫化矿分选的试验研究报告有色设计研究院目 录前 言原矿性质试验流程小型开路试验3.1 全浮、分离流程试验3.2 优先浮选流程试验小型闭路试验铅浮选生产样验证试验5.1 小型开路试验5.2 小型闭路试验全浮选尾矿摇床试验工业应用试验7.1 试验最终指标7.2 存在问题探讨结语附表前 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55.90%，锌精矿品位为45.58%、回收率60.31%；而2005年1～7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、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+Sb>40%、回收率>57%；锌精矿：含Zn>46%、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19～23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 （％）产品名称产率品位回收率SnPbSbZnSnPbSbZn铅精矿0.990.4825.5919.362.951.2361.0160.881.65锌精矿3.100.511.020.8746.374.107.618.5781.17锌尾矿17.710.120.250.191.105.5110.6610.6911.00全浮尾矿78.200.440.110.080.1489.1620.7119.876.18给矿100.000.390.420.311.77100.00100.00100.00100.00表2铅锌分离工业试验生产测定结果（％）处理量产品名称原矿品位产品品位回收率班次产率（吨/班）Pb+SbZnPb+SbZnPb+SbZn3天9铅精矿0.8542.945.4155.071.67锌精矿3.741.3247.367.4864.59个班2.75579.960.660.461.2211.377.27加权锌尾16.35平均铅给矿20.942.339.6473.9273.53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（%）元素SnPbSbZnSFeSiO2CaO含量0.390.400.321.786.446.7357.789.78表4 试验原矿矿物组成含量分析结果（ %）矿物名称锡石铁闪锌矿脆硫铅锑矿黄铁矿含量含量0.762.271.0910.49合计矿物名称毒砂磁黄铁矿辉锑锡铅矿脉石100.00含量0.420.680.1284.17表5试验原矿物相分析结果（%）元素及SnPbZn相态氧化物硫化物合计氧化物硫化物合计氧化物硫化物合计绝对含量0.360.0260.3860.1060.290.3960.191.591.78相对含量93.266.74100.0026.7773.23100.0010.6789.33100.00表6 原矿破碎至-1mm时的粒度分析结果（％）粒级产率品位分布率(mm)SnPbZnSnPbZn0.5042.840.290.211.2130.9223.1628.880.3014.330.370.311.4513.2011.4411.580.1511.810.530.371.7715.5811.2511.650.07410.120.650.532.6716.3713.8115.06-0.07420.900.460.752.8223.9340.3532.84合计100.000.400.391.79100.00100.00100.00.２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。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2和图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（％）粒级产率品位分布率(mm)SnPbZnSnPbZn0.305.100.070.090.170.911.150.500.1517.670.140.110.576.314.855.820.07431.430.370.281.5329.6721.9727.79-0.07445.800.540.632.4963.1072.0365.89合计100.000.390.401.73100.00100.00100.00表8 入选给矿矿物单体解离度测定结果矿物名称锡石单体连生体合计铅锑单体连生体合计锌矿单体连生体合计

各粒级单体解离度（%）综合含量>0.3mm0.15mm0.074mm<0.074mm（%）44.4477.4294.7498.3690.5455.5622.585.261.649.46100.00100.00100.00100.00100.0066.6791.2295.52100.0095.3733.338.784.480.004.63100.00100.00100.00100.00100.0060.8789.8099.1099.3395.4939.1310.200.900.274.51100.00100.00100.00100.00100.003.1 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。 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，在原矿注：氧化矿活化剂分别为XSQ、硫化钠、4/H24氯化氨或X活化剂。SO3/CuSO42/黄药1/2#油6/3/CuSO4+氧化矿活化剂2/黄药1/2#油4/3/H24SO3/CuSO4+氧化矿活化剂2/黄药ks1/2#油3/3/H2SO42/ 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（％）产品名称产率品位回收率试验条件PbSbZnPbSbZn（药耗：g/t）803-2-Ks17.851.521.256.5365.8967.9067.38硫酸：2000中12.830.830.7513.445.706.4621.99硫酸铜：325中21.640.500.402.221.992.002.10黄药：362硫化钠：275X77.680.140.100.1926.4123.648.53XSQ：350合计100.000.410.331.73100.00100.00100.002#油：91804-2-Ks18.371.581.308.1269.9169.8785.11中12.651.341.205.678.559.308.57硫酸：2000中21.960.700.610.923.303.501.03硫酸铜：362黄药：437中31.830.440.360.541.941.930.56硫化钠：450X75.190.090.070.1116.3015.404.72XSQ：6372#油：105合计100.000.420.341.75100.00100.00100.00812-3-Ks19.471.521.228.0469.7169.0589.76中12.411.251.081.847.107.572.54硫酸：3000中21.690.580.480.802.312.360.78硫酸铜：487中31.690.380.300.511.511.470.49黄药：512X74.740.110.090.1519.3719.556.432#油：140合计100.000.420.341.74100.00100.00100.00811-2-Ks16.531.711.407.1568.9467.8666.68硫酸：3000中1～32.160.250.180.621.321.140.76硫酸铜：425X81.310.150.130.7129.7531.0032.57黄药：487x活化剂：430合计100.000.410.341.77100.00100.00100.002#油：112续表9 全浮作业药剂对比试验结果（％）产品名称品位回收率试验条件产率ZnPbSbZn（药耗：g/t)PbSb812-1-Ks中1中2中3X合计812-2-Ks中1中2中3X合计831-1-Ks中1中2中3X合计

19.471.611.248.1673.6472.4788.882.411.030.923.245.836.664.37硫酸：30001.690.710.601.222.823.041.15硫酸铜：475黄药：5121.690.480.420.611.912.130.58XSQ：72574.740.090.070.1215.8015.705.022#油：147100.000.430.331.79100.00100.00100.0018.051.831.408.4378.5978.0689.001.751.191.103.684.955.953.77硫酸：35001.370.780.701.252.542.961.00硫酸铜：450黄药：5120.750.510.420.680.910.970.30XSQ：52578.080.070.050.1313.0012.065.942#油：147100.000.420.321.71100.00100.00100.0018.931.858.6883.1993.123.120.320.582.371.03硫酸：45002.000.270.431.280.49硫酸铜：475黄药：5504.680.270.503.001.33XSQ：31371.270.060.1010.164.042#油：133100.000.421.76100.00100.00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。 全浮－分离流程试验在全浮作业药剂对比试验结果中， 选定了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，还原矿注:药剂单位为g/t。4硫酸35003硫酸铜225黄药275粗选一12#油7032粗选二 1精选一中3磨矿1.5分

硫酸铜+XSQ 100+100黄药1002#油283硫酸15003硫酸铜+XSQ62+622黄药6212#油21扫选一硫酸铜+XSQ25+382黄药3812#油7扫选二中4 尾矿 X石灰氰化钠+硫酸锌铅粗选2乙硫氮3氰化钠+硫酸锌2乙硫氮铅扫选铅精一3氰化钠+硫酸锌3石灰中52硫酸铜锌粗选乙硫氮铅精二3石灰2硫酸铜2黄药2黄药精选KPb 中1Zn中2XZn图2 铅锌混浮分离开路试验流程图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 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 （％）产品名称3-KpbKzn中1中2中3中4中5中6XznX合计H8-KpbKzn中1中2中3中4中5XznX合计

产率品位回收PbSbZnPb0.9723.7017.052.0160.232.150.3051.301.692.820.990.997.312.040.310.461.664.890.120.361.540.871.390.663.171.350.3614.001.271.181.511.174.6713.200.160.140.355.5370.530.070.050.1112.93100.000.381.51100.000.8727.4921.601.8357.302.681.1448.507.321.782.120.599.041.790.230.840.994.740.260.522.953.990.200.391.910.374.510.514.0013.240.200.486.3470.540.060.050.1010.14100.000.421.52100.00

率试验条件Zn（药耗：g/t）1.2973.06全浮硫酸：50001.85硫酸铜：4120.62黄药：475XSQ：2001.172#油：1260.38铅锌分离12.52石灰：11875氰化钠：3120.91硫酸锌：4753.06乙硫氮：1005.14黄药：50硫酸铜：300100.001.05全浮85.66硫酸：50000.69硫酸铜：4120.99黄药：475XSQ：2001.622#油：126铅锌分离1.03石灰：93750.12氰化钠：275硫酸锌：6004.19乙硫氮：137黄药：874.65硫酸铜：275100.00续表10 铅锌分离较佳条件试验结果（％）产品名称产率品位回收率试验条件PbSbZnPbZn（药耗：g/t）H9-Kpb0.8626.5420.432.1555.091.15Kzn2.991.0345.107.4383.72全浮硫酸：5000中11.882.820.5312.800.62硫酸铜：412中22.110.544.542.755.95黄药：475XSQ：200中34.910.240.432.841.312#油：126中4铅锌分离3.850.190.351.770.84石灰：9375中50.572.310.513.180.18氰化钠：275硫酸锌：575Xzn12.660.130.243.971.89乙硫氮：150X70.170.060.1010.164.36黄药：87硫酸铜：300合计100.000.411.61100.00100.00一粗一精一扫作业，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=6~7）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，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，这部份原 矿 注:药剂单位为g/t。3332铅粗选 1

硫酸硫酸锌活化剂（XSQ、硫化钠或氯化氨）捕收剂（黑药或乙硫氮）2#油3氰化钠+硫酸锌2

活化剂捕收剂精选一铅扫选3氰化钠+硫酸锌3硫酸铜2黄药12#油精选二粗选一中43硫酸3硫酸铜2黄药12#油KPbXPb粗选二3 硫酸铜332锌粗选石灰

精选石灰氰化钠硫酸铜21

2 黄药1 2#油扫选中2 中3 X硫酸铜黄药锌精选 扫选KZn 中1 XZn图3铅锌部分优先浮选开路试验流程图产品名称2-KpbKzn中1中2中3中4XPbXznX合计M3-KpbKzn中1中2中3中4XPbXznX合计

表11铅锑优先浮选条件试验结果（%）产率品位回收率试验条件PbSbZnPbSbZn（药耗：g/t）0.5424.0918.431.1232.460.343.871.501.4036.9014.4981.12硫酸：37502.251.332.797.473.57硫酸锌：7755.160.190.322.450.94XSQ：2001.360.210.710.710.55黑药：2002.072.192.1811.312.562#油：1122.841.082.137.653.44硫酸铜：537黄药：41212.220.370.4511.283.12氰化钠：26269.690.070.1112.174.35石灰：8750100.000.401.76100.00100.000.6422.4317.261.5035.6436.710.571.461.100.8544.253.994.1238.09硫酸：37502.280.830.5827.004.704.3936.29硫酸锌：7753.780.270.200.152.532.510.33XSQ：3501.720.250.170.681.070.970.69黑药：2002#油：1121.360.490.292.101.651.311.68硫酸铜：5751.570.340.182.291.330.942.12黄药：37514.241.030.782.0036.4136.9116.79氰化钠：262石灰：1125072.950.070.050.0812.6812.123.44100.000.400.301.70100.00100.00100.00产品名称4-KpbKzn中1中2中3中4XPbXznX合计

续表11铅锑优先浮选条件试验结果（%）产率品位回收率试验条件PbSbZnPbSbZn（药耗：g/t）0.7322.5917.421.4239.7141.950.662.381.150.9046.506.597.0770.72硫酸：37501.430.710.461.422.452.171.30硫酸锌：7754.470.290.220.703.123.242.00XSQ：4251.120.250.170.520.670.630.37黑药：2252#油：981.790.960.722.064.144.252.36硫酸铜：5622.470.920.602.575.474.894.06黄药：36213.690.780.531.3325.7223.9411.64氰化钠：23771.920.070.050.1512.1211.866.89石灰：8750100.000.420.301.56100.00100.00100.00产品名称M5-KpbKzn中1中2中3中4PbXznX合计

续表11铅锑优先浮选条件试验结果（%）产率品位回收率试验条件PbSbZnPbSbZn（药耗：g/t）0.7222.5917.161.4037.580.562.381.331.0850.007.3166.19硫酸：47502.140.9911.904.8914.16硫酸锌：7753.920.260.432.350.94XSQ：4251.210.260.640.730.43黑药：2252#油：981.712.402.419.482.29硫酸铜：5122.210.910.660.344.650.42黄药：36213.150.700.451.3921.2710.17氰化钠：188石灰：812572.560.070.050.1211.744.84100.000.431.80100.000.00100.00续表11 铅锑优先浮选条件试验结果（ %）产品名称产率品位PbSbZnPbM6-Kpb0.9120.4115.891.7044.62Kzn2.501.200.9550.257.21中12.400.776.004.44中25.170.190.452.36中30.970.240.490.56中41.570.982.213.70XPb3.210.720.472.485.55Xzn13.050.630.380.9519.75X70.220.070.050.1311.81合计100.000.421.77100.00M10-Kpb0.6823.3018.121.3635.59Kzn2.441.150.3650.006.30中11.400.9313.262.92中23.780.280.482.38中31.130.290.680.74中42.362.401.9712.72XPb2.291.000.872.315.14Xzn12.850.730.630.9621.07X73.070.080.060.1513.13合计100.000.451.77100.00

回收率试验条件SbZn（药耗：g/t）0.8770.84硫酸：47508.12硫酸锌：7751.31XSQ：3500.27黑药：2502#油：981.96硫酸铜：5254.49黄药：3756.99氰化钠：188石灰：81255.150.00100.000.5268.81酸：475010.47硫硫酸锌：7751.02XSQ：5000.43黑药：2502#油：982.62硫酸铜：5502.98黄药：3756.96氰化钠：188石灰：81256.18100.00续表11原矿优先浮选条件试验结果（%）产品名称产率品位回收率试验条件PbSbZnPbZn（药耗：g/t）M11-Kpb0.7423.1418.001.3140.980.56Kzn2.351.1049.756.1967.53硫酸：4750中11.901.1513.695.2315.02硫酸锌：775中23.960.270.512.561.17XSQ：350黑药：250中31.040.291.200.720.722#油：98中41.861.872.318.322.48硫酸铜：550XPb2.530.790.652.294.783.35黄药：375氰化钠：188Xzn12.160.710.600.4020.662.81石灰：8125X73.460.060.020.1510.556.36氯化氨：400合计100.000.421.73100.00100.00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结果相近。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13～16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，可获得较好的原矿注:药剂单位为g/t。4硫酸35003硫酸铜2252黄药275粗选一12#油633硫酸铜+XSQ100+1002黄药100粗选二12#油283硫酸1500精选一3硫酸铜+XSQ62+622黄药62扫选一12#油21中7精选二中83硫酸铜+XSQ25+38中62黄药3812#油7扫选二磨矿1.5分中9尾矿X2石灰18753氰化钠+硫酸锌162+400铅粗选2乙硫氮1123氰化钠+硫酸锌50+1252乙硫氮38铅精一铅扫选中2中33氰化钠+硫酸锌25+753石灰50002乙硫氮12锌粗选2硫酸铜200精二中13石灰25002硫酸铜75精三2黄药122黄药62精选一中10中4中5精二3石灰1250铅精矿中11锌尾锌精矿图4 铅锌混浮分离闭路试验流程图表12 铅锌浮选混合、分离闭路试验结果 （％）产品名称铅精矿锌精矿锌尾矿全浮尾矿给 矿试验条件（药耗：g/t）

产率品位回收率SnPbSbZnSnPbSbZn0.990.4825.5919.362.951.2361.0160.881.653.100.511.020.8746.374.107.618.5781.1717.710.120.250.191.105.5110.6610.6911.0078.200.440.110.080.1489.1620.7119.876.18100.000.390.420.311.77100.00100.00100.00100.00（全浮 ）硫酸：5000 硫酸铜：412 黄药：475 XSQ：200 2#油：119 （铅锌分离）石灰：10625 氰化钠： 237 硫酸锌：600 乙硫氮：156 黄药：69 硫酸铜： 275表13闭路试验铅精矿粒度分析结果（％）产品名称产率品位分布率SnPbSbZnSnPbSbZn>0.054.910.7326.1519.925.369.485.015.0410.720.03813.310.4231.8525.263.3214.7916.5417.3218.00-0.03881.780.3524.5818.432.1475.7378.4577.6471.28合计100.000.3825.6219.412.46100.00100.00100.00100.00表14闭路试验锌精矿粒度分析结果（％）产品名称产率品位分布率SnPbSbZnSnPbSbZn>0.07411.650.311.010.8048.057.3111.3910.7812.020.05016.680.431.020.8348.1614.5216.4716.0217.250.03824.730.481.020.8547.1124.0224.4224.3225.02-0.03846.940.571.050.9045.3354.1547.7248.8845.70合计100.000.491.030.8646.56100.00100.00100.00100.00表15闭路试验锌浮尾矿粒度分析结果（％）产品名称产率品位分布率SnPbSbZnSnPbSbZn>0.11.700.080.180.140.670.911.341.301.080.07410.640.040.300.261.582.8513.9615.1115.990.03832.350.120.120.081.0225.9616.9814.1331.38-0.03855.310.190.280.230.9870.2867.7369.4651.55合计100.000.150.230.181.05100.00100.00100.00100.00表16闭路试验全浮尾矿粒度分析结果（％）产品产率品位分布率名称SnPbSbZnSnPbSbZn>0.33.980.850.070.030.137.952.331.503.390.1518.910.170.100.060.157.5615.8014.2318.580.07431.090.430.130.090.1131.4333.7635.1022.400.03816.320.910.080.040.1234.9110.918.1912.83-0.03829.700.260.150.110.2218.1537.2140.9842.80合计100.000.430.120.080.15100.00100.00100.00100.00表17闭路试验产品多元素化学分析结果（%）产品元素含量名称SnPbSbZnSFeSiOCaOAg(g/t)2锌精矿0.511.020.8746.3727.5212.303.921.6867.00铅精矿0.4825.5919.362.9514.595.8411.781079全浮尾矿0.440.110.080.140.881.4259.5910.06浮锌尾矿0.120.250.191.1028.2928.8720.515.29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+Sb>40%、回收率>57%；锌精矿：含Zn>46%、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增加扫选作业次数来提高铅锑及锌金属的回收率。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%、铅注:药剂单位为g/t。

铅 给Q13 Q14 Q15 Q162石灰33305000167016703氰化钠+硫酸锌530+1070530+1070530+1070530+1070铅粗选2乙硫化钠+硫酸锌133+3302乙硫氮83铅精一扫一3氰化钠+硫酸锌67+200精二中3铅尾精三中2铅精矿 中1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（％）产品名称产率品位回收率试验条件PbSbZnPbZn（药耗：g/t)Q13-KPb5.8127.5819.363.7072.652.13中11.640.785.880.580.95石灰：5000中29.922.659.4711.929.29氰化物：730中34.101.6711.253.104.56硫酸锌：1600X78.530.330.2410.7011.7583.07乙硫氮：230合计100.002.2110.11100.00100.00Q14-KPb6.6228.3720.543.6080.922.41中12.010.557.260.481.48石灰：5000中211.211.049.665.0210.95氰化物：730中31.512.648.421.721.29硫酸锌：1600X78.650.350.2610.5511.8683.88乙硫氮：367合计100.002.329.89100.00100.00Q15-KPb6.2330.3522.012.6579.641.67中11.513.687.672.341.17石灰：1670中210.440.609.632.6410.18氰化物：730中32.192.508.702.311.93硫酸锌：1600乙硫氮：230X79.630.390.2910.5513.0885.05合计100.002.379.88100.00100.00Q16-KPb4.9230.3121.912.5063.391.20中11.530.745.830.480.87石灰：1670中211.191.0410.054.9511.01氰化物：730中33.1510.727.7314.352.38硫酸锌：1600乙硫氮：100X79.210.500.3910.9016.8384.53合计100.002.3510.21100.00100.000.42%、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 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。铅给注:药剂单位为g/t。2石灰33303氰化钠+硫酸锌530+1070铅粗选2乙硫氮167铅精一3氰化钠+硫酸锌133+3302乙硫氮83扫一中3中43氰化钠+硫酸锌67+2002乙硫氮50精二扫二中2中5精三中1铅尾铅精矿图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（％）产品产率品位回收率试验条件名称PbSbZnPbSbZn（药耗：g/t)铅精矿8.0626.2519.133.0186.4784.832.45石灰：3330铅尾91.940.360.3010.5013.5315.1797.55氰化物：730硫酸锌：1600给矿100.002.451.829.90100.00100.00100.00乙硫氮：300小型闭路验证试验结果表明：在PH＝8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。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(%)产品名称产率品位回收率Sn对作业对原矿锡精矿0.6451.4975.1166.97锡中矿6.810.385.905.26尾矿92.550.0918.9916.93给矿100.000.44100.0089.16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％；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16～17）；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。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19～23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2～3）、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1～7，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工业试验前的30～32％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44～45％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处理量班次（吨/班）19日

铅锌分离工业试验生产总指标（％）原矿品位产品品位回收率产品名称产率Pb+SbZnPb+SbZnPb+SbZn铅精矿0.6142.255.3858.691.22锌精矿3.571.1847.509.5762.81早班

584.42

0.442.700.5510.682.90锌尾14.230.33铅给矿18.411.899.8178.9466.92铅精矿0.7338.905.8554.851.71锌精矿3.491.3650.259.1269.8319日628.09中班20日

0.522.511.3212.878.80锌尾16.730.40铅给矿20.951.919.6376.9580.38铅精矿0.8340.224.4058.571.35锌精矿3.881.4545.059.8764.75夜班

631.38

锌尾0.572.701.5610.179.0515.660.37铅给矿20.372.199.9678.2675.14铅精矿0.8643.085.3757.671.61锌精矿3.881.3247.908.0165.0520日584.12

0.642.86早班20日中班21日夜班

612.00544.34

锌尾17.570.440.8212.085.04铅给矿22.312.239.1977.7671.70铅精矿0.8045.655.8848.571.67锌精矿3.451.3250.156.0761.570.752.811.389.977.81锌尾15.900.47铅给矿20.152.409.9164.6071.05铅精矿1.0442.866.5053.702.24锌精矿3.641.4150.606.1961.070.833.021.269.727.31锌尾17.530.46铅给矿22.212.599.6069.6170.62续表21铅锌分离工业试验生产总指标（％）班次处理量产品名称原矿品位产品品位回收率（吨/班）产率Pb+SbZnPb+SbZnPb+SbZn铅精矿0.9344.886.7154.892.0621日锌精矿4.151.3445.907.3162.80547.750.763.03早班0.471.4510.998.50锌尾17.76铅给矿22.842.449.7373.1973.36铅精矿0.8846.503.3455.131.0921日锌精矿4.291.2743.907.3770.04541.610.742.69中班锌尾0.531.5812.9210.6018.04铅给矿23.212.419.4775.4281.73铅精矿0.9942.045.1056.432.0922日锌精矿3.401.2145.705.5664.21545.920.742.42夜班0.710.9213.315.27锌尾13.87铅给矿18.263.059.4775.3071.573天9铅精矿0.8542.945.4155.071.67锌精矿3.741.3247.367.4864.59个班579.962.75加权0.660.461.2211.377.27锌尾16.35平均铅给矿20.942.339.6473.9273.537.2 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64.6～78.94％和66.92～81.73％，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 30～35％。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50～65％，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。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）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。附表附表105/12/19铅锌分离系统工业试验测定结果（％）班产品产率品位分布率次名称SnPbSbZnSnPbSbZn锌精矿19.360.310.870.3147.5016.4215.737.3693.8419锌尾77.320.340.180.150.5571.9513.0014.224.34日铅尾96.680.330.320.189.9588.3728.7321.5798.18早3.321.2822.9819.275.3811.6371.2778.431.82班铅精矿铅给矿100.000.371.070.829.80100.00100.00100.00100.00锌精矿16.650.240.930.4350.2513.6914.098.8586.9219锌尾79.850.270.220.181.3273.8515.9917.7810.95日铅尾96.500.260.340.229.7687.5330.0826.6397.87中3.501.0421.9516.955.8512.4769.9273.372.13班铅精矿铅给矿100.000.291.100.819.63100.00100.00100.00100.00续附表1 05/12/20 铅锌分离系统工业试验测定结果（％）班产品产率品位分布率次名称SnPbSbZnSnPbSbZn锌精矿19.050.330.980.4745.0517.7415.039.4586.1720日锌尾76.900.350.200.171.5675.9712.3813.8012.04夜铅尾95.950.350.350.2310.1993.7127.4123.2598.21班铅精矿4.050.5522.2717.954.406.2972.5976.751.79给矿100.000.351.240.959.96100.00100.00100.00100.00锌精矿17.410.380.960.3647.9015.1813.086.5890.7320日锌尾78.750.420.240.200.8275.9114.7916.547.0396.160.410.370.239.3491.1027.8623.1297.76早铅尾班铅精矿3.841.0124.0119.075.378.9072.1476.882.24给矿100.000.441.280.959.19100.00100.00100.00100.00锌精矿17.120.360.970.3550.1513.9912.195.7586.6620日锌尾78.920.420.260.211.3875.2315.0615.9110.99中铅尾96.040.410.390.2310.0789.2227.2421.6697.65班铅精矿3.961.2025.0420.615.8810.7872.7678.342.35给矿100.000.441.361.049.91100.00100.00100.00100.00续附表1 05/12/21 铅锌分离系统工业试验测定结果（％）班产品产率品位分布率次名称SnPbSbZnSnPbSbZn锌精矿16.410.311.020.3950.6013.9611.525.6286.4921日锌尾78.930.330.250.211.2671.4713.5914.5510.3695.340.330.380.249.7585.4225.1120.1696.85夜铅尾班铅精矿4.661.1423.3419.526.5014.5874.8979.843.15铅给矿100.000.361.451.149.60100.00100.00100.00100.00锌精矿18.150.300.960.3845.9013.5712.636.5385.6021日锌尾77.780.380.260.211.4573.6514.6615.4711.59早铅尾95.930.360.390.249.8687.2227.2922.0197.19班铅精矿4.071.2624.6520.236.7112.7872.7177.992.81铅给矿100.000.401.381.069.73100.00100.00100.00100.00锌精矿18.490.340.900.3743.9012.2512.196.5885.7021日锌尾77.730.520.290.241.5878.7616.5117.9612.9796.220.490.410.269.7191.0128.6924.5498.67中铅尾班铅精矿3.781.2225.7620.743.348.9971.3175.461.33铅给矿100.000.511.371.049.47100.00100.00100.00100.00班次22日夜班23日早班23日中班

续附表1 05/12/22~23 铅锌分离系统工业试验测定结果（％）产品产率品位分布率名称SnPbSbZnSnPbSbZn锌精矿18.590.390.760.4545.7015.878.316.1989.69锌尾75.970.430.410.300.9271.5118.3116.877.38铅尾94.560.420.480.339.7287.3826.6223.0797.07铅精矿5.441.0622.9419.105.1012.6273.3876.932.93铅给矿100.000.461.701.359.47100.00100.00100.00100.00锌精矿16.860.350.860.5045.1515.859.937.5287.59锌尾77.360.370.190.151.1976.8610.0710.3510.59铅尾94.220.370.310.219.0692.7120.0017.8798.18铅精矿5.780.4720.2115.932.747