铅锌银矿选矿试验研究.doc

铅锌银矿选矿试验研究 1 矿石性质 某铅锌银矿属碳酸盐岩石中裂隙充填交代矿床。矿石中金属矿物主要有黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、铁闪锌矿、方铅矿、白铅矿等，脉石矿物主要有方解石、石英、绿泥石、石榴子石，且伴生有银。原矿多元素分析结果见表1。由表1可见，该矿床属高硫难选的铅锌银矿体。 表1 原矿多元素分析结果 元素 Pb Zn S Cu Fe Ag Mn P 含量 8.08 11.16 24.50 0.043 10.97 340 3.45 0.028 Ag品位单位为g/t，下同。 2 选矿工艺试验 2.1 磨矿细度试脸 磨矿细度试验结果见表2。 表2 磨矿细度试验结果 细度 -74μ 尾矿品位 尾矿损失率 Pb Zn S Ag Pb Zn S Ag 65 0.352 0.413 1.25 21 1.23 1.14 1.44 1.74 70 0.375 0.372 0.90 17 1.11 0.87 0.84 1.15 75 0.358 0.462 2.10 19 1.13 1.05 1.98 1.37 80 0.621 0.925 6.15 40 2.49 2.77 7.60 3.62 表2数据表明，磨矿细度在一74μm为70左右最适宜，采用一段闭路磨矿即可达到选别要求的磨矿细度。 2.2 浮选开路试验 由于原矿铅、锌、硫品位高，在试验过程中分别采用全浮或部分混合浮选、全优浮选，均存在中矿循环量大，分离难度大且产品质量差等缺点，因此，要成功地进行铅、锌、硫的分选且较好地回收伴生银，如何解决中矿循环量大和实现低pH值无氰选矿是关健。试验中首先摸清中矿的分布情况，然后根据中矿的分布情况探索解决中矿去向的方法。试验流程见图1,结果见表3。 表3 中矿分布情况 产品 名称 产率 品 位 金属回收率 Pb Zn S Ag Pb Zn S Ag 原矿 铅精矿 锌精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 中矿5 中矿6 总尾矿 100. 4.66 8.91 8.41 10.01 4.05 6.81 22.42 4.20 30.53 7.19 79.71 0.40 2.18 1.36 0.75 1.67 4.16 43.70 0.69 10.04 0.953 49.99 5.01 18.27 40.13 9.38 2.99 3.49 0.692 25.01 16.50 30.75 37.85 31.00 30.85 26.60 39.55 26.95 7.35 334 1611 572 304 388 568 299 228 912 35 100.0 51.64 0.49 2.55 1.92 0.42 1.58 12.97 25.52 2.91 100.0 0.44 44.36 4.20 18.21 16.19 636 6.68 1.46 2.10 100.0 3.06 10.92 12.68 12.36 4.98 7.22 35.33 4.51 8.94 100.0 22.48 15.26 7.66 11.63 6.89 6.10 15.31 11.47 3.20 表3数据表明中矿主要分布在中矿1,中矿2和中矿5中，产率分别为8.41,10.01,22.42，而中矿1和中矿5中硫含量较高，分别为37.85和39.55，硫的占有率合计为48.01.而铅锌含量均不高。中矿1和中矿5产于同一作业区，我们将其单独处理大大减少了中矿循环量，并且获得一个质量较好的硫精矿，有利于铅、锌的选别。试验中将中矿1和中矿5合并进行处理，采用先选铅后选锌得硫精矿的工艺流程可得品位为38以上的硫精矿。中矿脱硫试验见图2,结果见表4。 表4 中矿脱硫试验结果（） 产品 名称 产率 品 位 金属回收率 Pb Zn S Ag Pb Zn S Ag 原矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 中矿2 中矿3 中矿4 中矿6 中矿7 中矿8 总尾矿 100.0 4.56 10-52 26.29 9.56 3.71 2.55 8.31 5.81 6.16 22-53 7.61 72.24 0-369 1.41 1.25 0.687 1.27 28.74 20.58 0.96 0.375 9.63 0.86 49.87 0.752 16.86 35.72 5.86 2.42 2.23 10-42 0.372 24.28 17.30 29.90 38-00 21.45 27-35 14.15 31.05 32.15 37.00 0.90 334 1411 556 136 358 548 175 758 513 385 17 100.0 43.30 0.51 4.87 1.57 0.34 0.43 31.38 15.71 0.78 1.11 100.0 0.42 54.50 2.05 16.75 13.76 1.55 2.09 1.35 6.66 0.87 100.0 3.25 12.95 41.14 8.45 4.18 1.49 10.63 7.69 9.39 0.84 100.0 19.26 17.51 10.70 10.24 6.08 1.34 18.85 8.92 7.10 1.15 从表4可见，中矿1和中矿5两个中矿合并后脱硫是可行的，可得品位较高的硫精矿。同时中矿7含铅20以上可返回铅精选一作业，中矿8含锌10以上可返回锌粗选作业，从而解决了大量中矿的去向问题。从中矿产率分布看较为均匀，实现了 “优先浮选，中矿脱硫”的工艺流程。 2.3 药剂试验 2.3.1 矿浆调整剂试验 原矿银品位高，银能较好地富集在铅精矿中，有利于提高经济效益，而选择理想的矿浆调整剂是解决问题的关键。为了提高铅精矿中银回收率，试验采用Na2CO3和Ca0作为矿浆调整剂，并分中性矿浆、弱碱性矿浆和强碱性矿浆三种条件，试验尾矿指标见表5。 表5 矿浆调整剂试验尾矿指标（ 试验条件 品 位 金属损失率 Pb Zn S Ag Pb Zn S Ag PH7Na2CO3 PH9CaO PH12Ca0 0.375 0.685 0.635 0.372 0.692 0.277 0.90 7.25 20.2 17 35 65 1.11 2.91 3.99 0.87 2.10 1.28 0.84 8.94 39.29 1.15 3.20 9.20 表5数据表明，采用Na2CO3作矿浆调整剂且PH为7时，尾矿中铅、锌、硫、银损失率最低，通过试验Na2C03用量在1OOOg/t最适合.并添加在铅粗选作业最理想。 2.3.2 捕收剂试验 本试验中进行了捕收剂试验，铅粗选单独用乙基黄药或丁基黄药时，有用矿物上浮速度慢，尾矿有用矿物损失率高;铅粗选用乙基黄药和丁基黄药11配比添加，上浮速度和尾矿有用矿物损失都明显改善;铅粗选用乙基黄药和丁基黄药11配比添加，并添加少量乙硫氮，铅精选用乙硫氮代替黄药，有用矿物上浮速度和尾矿损失是最好的，因此，在闭路试验中采用了混合捕收剂添加。 2.4 浮选闭路试验 通过对试验条件的探索，最终采用图3流程进行闭路试验。闭路试验见图3，试验结果见表6，药剂制度见表7。 表6 闭路试脸结果（ 产品 名称 产率 品 位 金属回收率 Pb Zn S Ag Pb Zn S Ag 原矿 铅精矿 锌精矿 班精矿 尾矿 100.0 12.32 22.05 35.20 30.43 8.08 59.62 0.56 1.28 0.526 11.16 2.82 46.88 0.74 0.706 25.50 21.22 30.93 39.46 3.85 340 1214 602 136 31 100.0 90.91 1.53 5.58 1.98 100.0 3.11 92.63 2.33 1.93 100.0 10.67 27.84 56.70 4.79 100.0 44.02 39.06 14.10 2.82 表7 闭路试验药剂制度（g/t 作业 名称 碳酸钠 硫酸锌 硫酸铜 石灰 乙丁 黄药 乙硫氮 松醇油 铅粗选 铅扫选 铅精选 选铅 锌粗选 锌扫选 选锌 1000 750 250 150 600 100 250 1400 1500 70 50 70 50 20 20 20 10 30 10 30 10 10 闭路试验结果说明，采用“优先浮选，中矿脱硫”工艺流程有效地解决了某高硫铅锌银矿铅锌硫难分离问题。试验既保证了产品质量和回收率，同时伴生贵金属的回收也较理想，铅、锌精矿中银回收率达83.08，最大限度地提高了矿山经济效益。 3 结语 1.试验对优先浮选中矿脱硫进行了全面细致的研究，在流程结构和作业条件方面，也作了较全面考察。 2.试验在铅粗选区加Na2CO3作为矿浆调整剂，改善了贵金属的浮选环境，明显地降低了有用矿物在尾矿中的损失;中矿脱硫，硫精矿产率达35.2,避免了大量中矿循环对选别的不良影响，成功地实现了有用 矿物的综合回收利用。 3.虽然是优先浮铅，但铅粗选只加硫酸锌抑锌，不加石灰，变成了实际意义上的铅硫混选，不仅有利于金银在铅区上浮率的提高，同时也增加了硫的上浮率，提高了硫的回收率。 4.在脱硫作业增加选铅和选锌作业，减少了铅锌在硫精矿中的损失，提高了硫精矿质量。 5.“优先浮选，中矿脱硫”工艺流程在试验中成功应用，为处理高硫难选矿提供了新的思路。 8