一种含砷硫化铅矿石的选矿方法 |
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| 申请号 | CN201610870744.8 | 申请日 | 2016-09-30 | 公开(公告)号 | CN106513182A | 公开(公告)日 | 2017-03-22 |
| 申请人 | 青海省地质矿产测试应用中心; | 发明人 | 赵玉卿; 刘氘; 魏明; 孙晓华; 熊馨; 应永朋; 朱琳; 郭艳丽; 董红军; | ||||
| 摘要 | 一种含砷硫化铅 矿石 的选矿方法，包括：步骤1，将原矿进行磨矿；步骤2，将磨矿后的矿粉进行浮选一次粗选二次扫选二次精选得到铅精矿；步骤3，将扫选所得 尾矿 进行一粗一扫一精的浮选选别得到砷精矿。通过该流程选别，可得铅精矿铅品位为66.30％，铅回收率85.04％，砷精矿砷品位8.48％，砷回收率79.84％。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种含砷硫化铅矿石的选矿方法，其特征在于，包括： |
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| 说明书全文 | 一种含砷硫化铅矿石的选矿方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，涉及一种选矿方法，特别涉及一种含砷硫化铅矿石的选矿方法。 背景技术[0002] 对某原矿化学分析以及工艺矿物学研究结果表明，该矿中主要可回收元素为Pb、Ag。矿石含铅2.52％，含银43g/t，有害元素砷含量为0.38％，主要含铅矿物为方铅矿，主要含砷矿物为毒砂，矿石主要回收矿物为方铅矿、毒砂。 [0003] 矿石中方铅矿与毒砂大部分粒度较粗，主要分布在+0.074-1mm之间，容易解离。但有部分方铅矿与铅矾、毒砂、黄铁矿嵌布关系十分密切，这部分方铅矿或者被铅矾交代，或者完全包裹毒砂，或者沿早期黄铁矿与毒砂的破碎裂隙充填，呈细脉状或条带状分布，这部分方铅矿与毒砂难于单体解离，对铅精矿质量有一定影响。并且矿石中含有铜蓝，铜蓝在水中溶解出的Cu2+，对毒砂有活化作用，活化后的毒砂很难被抑制。因此，该矿选别的难点在于2+ 如何有效抑制毒砂，降低Cu 对选矿的影响，并降低铅精矿产品中的砷含量。 发明内容[0004] 为了克服上述现有技术的缺点，本发明的目的在于提供一种含砷硫化铅矿石的选矿方法，进行矿石中伴生组分综合利用技术研究，提供伴生组分回收利用的途径及指标，根据试验结果，进行概略的技术经济评价，对该矿石提出可供工业利用参考的选冶指标。 [0005] 为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是： [0006] 一种含砷硫化铅矿石的选矿方法，包括： [0007] 步骤1，将原矿进行破碎磨矿； [0008] 步骤2，将磨矿后的矿浆进行一次粗选二次扫选二次精选的铅浮选选别得到铅精矿； [0009] 步骤3，将铅扫选所得尾矿进行一粗一扫一精的砷浮选选别得到砷精矿。所述步骤1中，在原矿中加入石灰调整pH至8-9，磨至82％以上颗粒的粒径小于0.074mm。 [0010] 所述步骤2中，按每吨原矿计，铅粗选时依次加入1500g/t的硫代硫酸钠和300g/t的硫酸铵，再加入30g/t的丁铵黑药和4g/t的乙硫氮，浮选2min，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；铅粗选尾矿进行铅扫选作业，依次加入100g/t的硫化钠，250g/t的硫代硫酸钠、100g/t的硫酸铵，15g/t的丁铵黑药和1g/t的乙硫氮，浮选2min，得到铅扫选精矿和铅扫选尾矿；铅粗选精矿进行铅一次精选作业，加入150g/t硫代硫酸钠和100g/t硫酸铵，浮选1.5min，得到铅一次精选精矿和一次精选中矿；铅一次精矿进行铅二次精选作业，加入100g/t硫代硫酸钠和50g/t硫酸铵，浮选1min，得到铅二次精选精矿和二次精选中矿。铅一次精选中矿和铅扫选精矿合并返回铅粗选作业形成闭路循环，铅二次精矿中矿返回铅一次精选作业形成闭路循环。 [0011] 所述步骤3中，将铅扫选尾矿进行砷浮选选别作业，按每吨原矿计，砷粗选时依次加入200g/t的硫酸铜、30g/t的丁黄药，再加入20g/t的2号油，浮选2min，得到砷粗选精矿和砷粗选尾矿；砷粗选尾矿进行砷扫选作业，依次加入10g/t的丁黄药，10g/t的2号油，浮选1.5min，得到砷扫选精矿和砷扫选尾矿；砷粗选精矿进行砷精选作业，不加入任何药剂，浮选1.5min，得到砷精矿和砷精选中矿。砷精选中矿和砷扫选精矿合并返回砷粗选作业形成闭路循环。 [0012] 以质量百分比计，所述原矿中含有Pb 2.52％，Ag 43.0g/t，S 1.25％，有害元素砷含量0.38％。 [0013] 所述原矿中铅主要以方铅矿的形式存在，占总铅量的83.59％，其次为白铅矿和铅矾，分别占总铅量的9.53％、4.30％，选矿难回收的磷氯铅矿和铁铅矾及其他铅共计占总铅量的2.58％。 [0015] 图1是本发明方铅矿粒度分布直方图。 [0016] 图2是本发明毒砂粒度分布直方图. [0017] 图3是本发明工艺流程图。 [0018] 图4是本发明闭路流程试验数质量流程图。 [0019] 图5是本发明铅精矿沉降曲线图。 [0020] 图6是本发明砷精矿沉降曲线图。 具体实施方式[0021] 下面结合附图和实施例详细说明本发明的实施方式。 [0022] 获取原矿样品后，进行矿石物质组成分析，包括如下内容： [0023] 1、原矿化学分析 [0024] 原矿化学分析结果见表1 [0025] 表1原矿化学全分析结果 [0026]元素 Pb Zn S As Sb Bi Cu TC 含量/％ 2.52 0.12 1.25 0.38 0.0050 0.0025 0.065 0.11 元素 K2O Na2O CaO MgO Al2O3 SiO2 P CaF2 含量/％ 3.82 0.21 0.93 0.21 12.46 65.50 0.021 0.11 元素 Hg Mo Co WO3 Ni Sn Cd Ga 含量/％ 0.0082 0.0023 0.0009 0.0016 0.0007 0.0024 元素 Te Se Th U In Tl Au*10-6 Ag*10-6 含量/10-6 0.18 43.0 [0027] 原矿化学全分析结果显示，该矿主要含Pb 2.52％，Ag 43.0g/t，S 1.25％，有害元素砷含量0.38％，锑铋含量低。根据国家标准(GB/T25283-2010)铅锌矿床中伴生组分综合评价指标要求，该矿中Cu、As、Au、Ag达到综合评价标准。 [0028] 2、原矿物相分析 [0029] 物相分析结果见表2 [0030] 表2原矿铅物相分析结果 [0031]相名 铅矾 白铅矿 方铅矿 磷(砷、钒)氯铅矿 铁铅矾及其他铅 总铅 含量/％ 0.11 0.24 2.07 0.055 0.009 2.47 分布率/％ 4.30 9.53 83.59 2.21 0.37 100.00 [0032] 物相分析结果显示，该矿中铅主要以方铅矿的形式存在，占总铅量的83.59％，其次为白铅矿和铅矾，分别占总铅量的9.53％、4.30％，选矿难回收的磷氯铅矿和铁铅矾及其他铅共计占总铅量的2.58％。 [0033] 进一步地，采集鉴定样26块，磨制成光薄片，对矿石进行了光片、薄片鉴定，基本查证了矿石矿物的组成，矿物的嵌布状态以及矿物的结构构造等。 [0035] 矿床矿石结构可分别为：包含结构、交代结构、自形半自形结构、他形粒状结构、乳滴状结构。 [0036] 矿石的构造主要有：团块状构造、脉状构造、稀疏浸染状构造、条带状构造。可选矿物主要为方铅矿，可回收元素主要为Pb、As。 [0037] 矿石的矿物组成见表3 [0038] 表3矿石的矿物组成 [0039]脉石矿物 石英、长石、绢云母、白云母 金属矿物 方铅矿、铅矾、白铅矿、毒砂、黄铜矿、铜蓝、闪锌矿 [0040] 矿石的矿物含量见表4 [0041] 表4矿石的矿物含量 [0042] [0043] [0044] 矿石矿物占矿物总含量的12.3％，主要矿石矿物有方铅矿、铅矾、白铅矿、毒砂、黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、闪锌矿，其中有用矿物主要为方铅矿、铅矾、白铅矿、毒砂、黄铜矿、铜蓝、闪锌矿，含量约为10.3％。 [0045] 矿石矿物粒度分布见表5 [0046] 表5矿石矿物粒度分布(单位mm/％) [0047]矿物名称 含量 <0.02 0.02～0.038 0.038～0.074 0.074～0.1 >0.1 方铅矿 7.6 0.11 0.34 0.84 0.73 5.58 铅矾 0.1 0.03 0.08 白铅矿 0.4 0.1 0.3 毒砂 1.5 0.04 0.09 0.15 0.25 0.97 黄铜矿 0.3 0.05 0.1 0.05 0.1 铜蓝 0.1 0.1 闪锌矿 0.1 0.05 0.05 黄铁矿 2.0 0.3 0.2 0.6 0.9 [0048] 脉石矿物占矿物总含量的87.7％，主要有石英、绢云母、白云母、长石。 [0049] 石英呈他形不规则粒状分布，部分石英受后期动力作用发生破碎并重结晶，局部可见部分石英被绢云母沿破碎裂隙交代，部分石英被熔蚀，熔蚀部分被绢云母充填。绢云母呈微晶鳞片状，以及合体的形式分布。 [0050] 长石呈他形不规则粒状分布，后期发生蚀变，主要为粘土化，为钾长石。 [0051] 白云母呈自形—半自形片状分布，部分绢云母受后期动力作用影响发生弯折，部分沿解理发生滑移。 [0052] 脉石矿物粒度分布见表6 [0053] 表6脉石矿物粒度分布(单位mm/％) [0054]矿物名称 含量 <0.02 0.02～0.048 0.048～0.074 0.074～0.1 >0.1 长石 8 8 石英 35 35 绢云母 33 33 白云母 11.7 11.7 [0055] 矿石结构构造特征如下： [0056] 1、矿石构造 [0057] 矿石颜色灰呈色、灰黑色，主要构造有团块状构造、脉状构造、浸染状构造，条带状构造。 [0058] (1)、团块状构造 [0059] 部分矿石中的和黄铁矿和毒砂呈团块状分布，构成团块状构造。 [0060] (2)、脉状构造 [0061] 部分矿石中的金属矿物呈脉状分布。 [0062] (3)、浸染状构造 [0063] 部分矿石中的方铅矿、毒砂呈星散状分布，稀疏浸染状结构。 [0064] (4)、条带状构造 [0065] 部分黄铁矿和毒砂中可见条带状分布的方铅矿。 [0066] 2、矿石的结构 [0067] 矿石中的结构主要有包含结构、交代结构、自形-半自形结构、他形粒状结构、乳滴状结构。 [0068] (1)、包含结构 [0069] 矿石中可见方铅矿包裹黄铜矿、闪锌矿与黄铜矿相互包裹、方铅矿被黄铁矿包裹，方铅矿与毒砂相互包裹，黄铁矿与毒砂相互包裹。 [0070] (2)、交代结构 [0071] 矿石中可见方铅矿被铅矾交代，铅矾后期被白铅矿和铜蓝交代，黄铁矿被毒砂交代，闪锌矿交代黄铜矿。 [0072] (3)、自形-半自形结构 [0073] 矿石中可见呈自形-半自形的毒砂。 [0074] (4)、他形粒状结构 [0075] 石英等矿物晶形较差，呈他形粒状结构。 [0076] (5)、乳滴状结构 [0077] 部分黄铜矿在闪锌矿中呈针点状产出，呈乳滴状结构。 [0078] 主要矿石矿物嵌布特征如下： [0079] (1)、方铅矿(Gn) [0080] 平均含量为7.6％，反射色为白，具有均质性，可见三组解理相交，而呈黑三角孔。该矿中方铅矿呈脉状、稀疏浸染状分布，主要结构为他形粒状结构。局部可见方铅矿沿边缘被铅矾交代，部分方铅矿完全被铅矾交代，部分铅矾又被铜蓝和白铅矿交代，局部可见部分方铅矿沿早期黄铁矿与毒砂的破碎裂隙充填，呈细脉状或条带状分布)。图1，表7详细统计了方铅矿的嵌布粒度，统计如下： [0081] 表7方铅矿粒度统计结果 [0082]粒级/mm 分布率/％ 累计分布率/％ 0-0.02 1.5 1.5 0.02-0.038 4.5 5.0 0.038-0.074 11 16.0 0.074-0.1 9.5 25.5 0.1-0.15 10 35.5 0.15-0.2 13 48.5 0.2-0.5 20.5 69.0 0.5-1 31 100.0 合计 100.0 / [0083] 从统计结果可以看出，方铅矿包裹体总体粒度较粗，主要分布在0.074-1mm之间，其中小于0.038mm粒级分布率为5.0％。 [0084] 矿石中方铅主要以粗粒为主，方铅矿的构造可分为三类，第一类为脉状构造，第二类为浸染状构造，第三类为条带状构造。第一类与第二类构造的方铅矿由于粒度较粗，与脉石及其他矿物呈镶嵌状，有利于选矿解离，第三类构造的方铅矿由于含量较少，为0.45％，且呈条带状分布于毒砂和黄铁矿裂隙之中，不易解离。 [0085] (2)毒砂(Apy) [0086] 平均含量为1.6％。主要呈自形—半自形粒状，可见特征菱形等自形晶，反射色亮白色微带奶油色，具非均质性。毒砂主要呈稀疏浸染状或团块状分布，主要结构为自形—半自形粒状结构。毒砂性脆，受后期动力作用，可见压碎结构，沿毒砂破碎裂隙被后期含矿气水热液充填，形成条带状方铅矿，部分毒砂被方铅矿包裹，呈直线接触，部分毒砂交代黄铁矿，与黄铁矿互相包裹，呈连晶结构。图2，表8详细统计了毒砂的嵌布粒度，统计如下： [0087] 表8毒砂粒度统计表 [0088] [0089] [0090] 从毒砂粒度统计结果可以看出，矿石中的毒砂粒度较粗，主要分布于0.074～1mm，小于0.038mm的毒砂分布率为8.3％。 [0091] (3)、黄铁矿(Py) [0092] 平均含量2％，粒径在0.02—0.1mm之间，呈他形粒状产出。浅铜黄色，绿黑色条痕强金属光泽，不透明，无解理，断口参差状，他形细粒结构，稀疏浸染状或团块状分布。部分黄铁矿后期被毒砂交代，黄铁矿为最早期矿化形成矿物，部分黄铁矿受动力发生刚性破碎，沿破碎裂隙被含矿气水热液充填，形成条带状方铅矿。 [0093] (4)、铜蓝(Cv) [0094] 平均含量0.01％，粒径小于0.01mm，深蓝色—白色微蓝，强非均质性：火橙—蔷薇—橙黄，呈不规则粒状集合体，沿黄铜矿边缘交代黄铜矿，交代铅矾。 [0095] (5)、黄铜矿(Ccp) [0096] 平均含量0.3％，粒径在0.02—0.1mm之间，个别黄铜矿粒度大于0.1mm。深黄铜黄色，金属光泽，不透明。呈他形细粒状结构，乳滴状、构造产出。 [0097] (6)闪锌矿(Sp) [0098] 闪锌矿约占矿物总含量的0.1％，硬度3.5-4，密度3.9-4.2。闪锌矿呈粒状集合体产出，主要呈半自形-他形粒状结构、固溶体分离结构，稀疏浸染状构造。闪锌矿的反射色为灰色微带褐色调，具均质性，部分可见黄铜矿在闪锌矿中常呈固溶体分离的乳滴状结构。闪锌矿与黄铜矿呈固溶体分离结构，部分呈包裹共生，这种类型的闪锌矿进行单体解离较为困难。 [0099] 主要脉石矿物嵌布特征： [0100] 脉石矿物主要有石英、长石、绢云母、白云母。其中石英、绢云母含量较高，其余矿物含量较低。 [0101] (1)、石英(Q) [0102] 石英含量约占矿物总含量的35％，呈细他形—不规则粒状产出，粒径约0.1mm。玻璃光泽，正交偏光下的石英，干涉色为I级黄白。 [0103] 1)白云母(MS):平均含量11.7％，白云母以片状分布，薄片中呈无色透明，具明显的闪突起，部分白云母受后期动力作用发生弯折，部分沿解理发生滑移。 [0104] 3)、绢云母(Ser):平均含量33％，绢云母以微晶鳞片状集合体的形式分布。无色，具鲜艳、绚丽反射色，多在二级至三级，部分绢云母可能为岩石中长石后期蚀变的产物。 [0105] 矿石类型 [0106] 根据容矿岩石的岩性及其结构构造，矿石主要由石英绢英岩组成，矿石类型属于蚀变岩型铅矿石。 [0107] 综上，该铜矿的特征如下： [0108] 1、查明了矿石矿物的种类及其赋存特征。矿石矿物主要为：方铅矿、毒砂、黄铜矿、黄铁矿，矿石中可回收元素主要为Pb及少量的As、Cu、Zn。矿石矿物可以见到轻微的氧化，表现为方铅矿被铅矾交代，铅矾又被白铅矿交代，但铅矾与白铅矿含量少，对选矿影响很小。 [0109] 2、查明了矿石结构和构造。矿石的结构主要的为包含结构、交代结构、自形-半自形结构、他形粒状结构、乳滴状结构，矿石构造主要为；矿石构造主要为团块状构造、脉状构造、浸染状构造，条带状构造。 [0110] 3、查明了矿石类型，矿石主要由石英绢英岩组成，矿石类型属于蚀变岩型铅矿石[0111] 4、查明了脉岩的结构特征，该矿石样品为以石英、绢云母、白云母、长石为主要脉石矿物的岩石，主要由气水热液交代作用形成。方铅矿为主要可利用的和气水热液交代作用有关的矿石矿物。岩石的原岩由于气水热液交代作用，已经无法识别，从矿物组合分析，可能为中酸性火山岩。矿化后的的中低温热液对岩石和早期的矿石矿物交代，形成了以黄铁矿、毒砂、方铅矿、黄铜矿、闪锌矿为组合的金属硫化物矿物。氧化作用对金属矿物的影响也比较强烈，大量的铅矾和白铅矿，表明了金属矿物的氧化作用存在。 [0112] 矿石的脉石矿物种类比较简单，主要脉石矿物为和气水热液交代作用有关的矿物类型。其中的石英、绢云母为主要的脉石矿物类型，其次可见少量的长石、白云母。脉石矿物颗粒相对矿石矿物来说，粒度比较粗。 [0113] 基于以上研究，进行选矿试验，以下试验所用药剂用量均对原矿而言，单位为g/t。磨矿浓度为60％，粗选浮选浓度为30％，精选浮选浓度为11％～15％。 [0114] 1、原矿粒度筛析 [0115] 对入选原矿进行粒度筛析，筛析结果见表9。 [0116] 表9原矿粒度筛析结果 [0117] [0118] [0119] 从表9结果可以看出，铅、银主要分布在-0.61～+0.074mm粒级，并且银的分布率与铅基本一致，说明银与铅的关系十分密切。 [0120] 2、铅粗选磨矿细度试验 [0121] 矿石中的方铅矿、毒砂主要以＞0.074mm粒级为主，但有部分方铅矿与毒砂、黄铁矿关系密切，难于单体解离，因此适宜的磨矿细度非常重要。为确定适宜该矿的磨矿细度，进行浮选磨矿细度试验，考察在不同磨矿细度条件下铅、砷的上浮情况。试验结果见表10。 [0122] 表10铅粗选磨矿细度试验结果 [0123] [0124] 表10试验结果表明，随着磨矿细度的增加，粗精矿中铅、砷品位及回收率均逐渐降低，综合考虑，选择磨矿细度为-0.074mm 74％进行后续试验。 [0125] 3、铅粗选砷抑制剂种类试验 [0126] 该矿含砷0.38％，主要砷矿物为毒砂，对铅精矿质量影响较大，需在粗选阶段使用合适的砷抑制剂以降低铅粗精矿含砷量。最常用的毒砂抑制剂为石灰，但石灰对含银方铅矿的抑制作用也较强。鉴于该矿中铅跟银关系密切，选择石灰与其他抑制剂组合使用，以降低其对方铅矿的抑制。为降低矿浆中铜离子、硅酸盐脉石对浮选效果的影响，在磨矿时加入了矿浆调整剂硫化钠和水玻璃。试验结果见表11。 [0127] 表11铅粗选砷抑制剂种类试验结果 [0128] [0129] 表11试验结果显示，从对毒砂的抑制效果来看，石灰+次氯酸钙组合，铅粗精矿中砷品位及回收率都是最低，但从铅收率来看，以石灰+硫代硫酸钠+硫酸铵组合收率最高。考虑到试验中所用次氯酸钙(漂白粉主要成分)纯度为99％，折合为相同有效用量的工业级漂白粉(纯度30％)，用量大，经济消耗大，且当大量使用漂白粉时挥发出的刺激性气味对人体有害，因此选择石灰+硫代硫酸钠+硫酸铵组合作为砷抑制剂。 [0130] 4、矿浆调整剂用量正交试验 [0131] 确定了砷抑制剂种类后进行矿浆调整剂用量正交试验。试验条件见表12，试验结果见表13、表14。 [0132] 表12矿浆调整剂用量正交试验条件 [0133] [0134] 表13矿浆调整剂用量正交试验结果 [0135] [0136] [0137] 表14矿浆调整剂用量正交试验正交表 [0138] [0139] 从表13、14结果可以看出： [0140] 硫化钠对铅砷均有抑制作用，随着其用量的增加，对铅、砷的抑制作用增强，铅、砷回收率均下降，铅粗精矿铅品位升高，含砷量降低。因此选择硫化钠用量为150g/t。 [0141] 水玻璃的添加对提高铅粗精矿品位有利，但对砷的抑制效果不明显。水玻璃用量越大，铅粗精矿品位越高，因此选择水玻璃用量为1000g/t。 [0142] 石灰对铅、砷均有明显的抑制作用，用量越大，抑制作用越强。因而可间接说明，矿石中的银与方铅矿关系密切，含银方铅矿对石灰非常敏感，较普通方铅矿而言更易被石灰抑制。为保证铅回收率，综合考虑，选择石灰用量1000g/t较为适宜。 [0143] 5、水玻璃用量补充试验 [0144] 正交试验中水玻璃用量选择了边界用量，需进一步探究用量增大的可能性。试验结果见表15。 [0145] 表15原矿浮选调整剂种类试验结果 [0146] [0147] 试验结果表明，水玻璃用量增大，铅粗精矿中铅、砷回收率略有增加，但铅精矿中砷品位升高0.2％，因此水玻璃用量采用1000g/t即可。 [0148] 4.6硫化钠用量补充试验 [0149] 正交试验中硫化钠用量选择了边界用量，需进一步探究用量减小的可能性。试验结果见表16。 [0150] 表16硫化钠用量补充试验结果 [0151] [0152] 试验结果表明，硫化钠用量降低大，铅粗精矿中铅收率不变，砷收率增加11.63％，砷品位升高0.33％，铅品位下降3.61％，因此硫化钠用量选择150g/t较为适宜。 [0153] 7、捕收剂种类试验 [0154] 该矿选别主要回收方铅矿，但多数方铅矿捕收剂亦可捕收毒砂，因此捕收剂种类、用量对毒砂上浮影响很大。为了最大限度减少毒砂上浮，须优先确定捕收剂种类、用量，其次再探究合适捕收剂用量下的毒砂抑制剂用量。试验结果见表17。 [0155] 表17捕收剂种类试验结果 [0156] [0157] 表17试验结果表明，在捕收剂用药总量基本一致的条件下，对毒砂的捕收性能乙硫氮＞25号黑药＞丁铵黑药；对铅的捕收性能25号黑药＞乙硫氮＞丁铵黑药。乙硫氮与丁铵黑药组合用药时，乙硫氮的用量须非常少，才能既保证铅的收率，又能降低砷的收率。总体来看，只有当丁铵黑药与乙硫氮组合使用，铅的回收率才能达到85％以上，因此选择丁铵黑药+乙硫氮组合作为捕收剂，配比选择丁铵黑药＞乙硫氮。 [0158] 8、抑砷剂+捕收剂用量正交试验 [0159] 确定了捕收剂种类后进行抑砷剂用量、捕收剂用量正交试验。试验条件见表18，试验结果见表19、表20。 [0160] 表18抑砷剂+捕收剂用量正交试验条件 [0161] [0162] [0163] 表19抑砷剂+捕收剂用量正交试验结果 [0164] [0165] 表20抑砷剂+捕收剂用量正交试验正交表 [0166] [0167] 从表19、20结果可以看出： [0168] 随着硫代硫酸钠用量的增加，铅粗精矿中铅收率不变，均在84％以上，砷收率逐渐降低，铅品位逐渐降低，砷品位降至0.74后保持不变。综合考虑，选择硫代硫酸钠用量为1500g/t较为适宜。 [0169] 硫酸铵可以消除过量的硫化钠带来的不利影响。试验结果表明，随着硫酸钠用量的增加，铅粗精矿中铅、砷回收率均有所增加，铅品位略有降低，砷品位逐渐增加。为保证铅回收率，选择硫酸铵用量为300g/t。 [0170] 随着丁铵黑药用量的增加，铅粗精矿中铅、砷收率均明显升高，铅品位随之降低，砷品位随之升高。综合考虑，选择丁铵黑药用量为30g/t为宜。 [0171] 随着乙硫氮用量增加，铅粗精矿中铅、砷收率逐渐增加，铅品位逐渐降低，砷品位逐渐升高，当乙硫氮用量最大时，粗精矿中砷品位可达1.15％，砷收率增至26.27％，增幅明显高于铅的指标。因此，乙硫氮虽然对提高铅收率效果明显，但用量过大对铅精矿降砷无益。因此选择乙硫氮用量为5g/t即可。 [0172] 9、铅扫I调整剂种类、用量试验 [0173] 确定了铅粗选的调整剂药剂种类及用量，进行铅扫选I段调整剂种类、用量条件试验，铅扫I段捕收剂用量为粗选段的三分之一。试验结果见表21。 [0174] 表21铅扫I调整剂种类、用量试验结果 [0175] [0176] 试验结果表明，铅扫I段药剂种类及用量的变化对铅收率影响较小，尾矿铅损失率基本保持在11％左右，但对铅扫I段砷的收率有较大影响。可以看出，添加石灰铅扫I段砷的收率可低至4.39％以下，不添加石灰和硫化钠，砷收率升高至10.30％。因而根据试验结果，考虑到石灰对铅矿物有一定的抑制作用，选择扫选段药剂种类为硫化钠+硫代硫酸铵+硫酸铵，用量为硫化钠150g/t，硫代硫酸钠250g/t，硫酸铵100g/t。 [0177] 10、铅精I调整剂用量试验 [0178] 精选作业调整剂的使用对铅精矿产品含砷量及铅回收率有重要影响，为此进行铅精I段调整剂用量试验。为保证铅回收率，铅精I段调整剂只添加硫代硫酸钠和硫酸铵。试验结果见表22。 [0179] 表22铅精I调整剂种类、用量试验结果 [0180] [0181] 表22试验结果表明，随着调整剂用量的增加，铅精矿中含砷量基本保持在0.7％，变化不大，铅精矿铅回收率则有所降低。在合计用量为1300g/t时，铅精矿铅收率降至80.94％，较其他条件低了3％左右。因此，考虑到闭路循环时要保证铅收率，硫代硫酸钠用量在0～250g/t为宜，硫酸铵用量在0～100g/t为宜。 [0182] 11、磨矿细度验证试验 [0183] 确定主要选别作业的试验条件后，进行磨矿细度验证试验，考察当磨矿细度增加后，铅精矿产品中的砷含量是否继续降低。试验结果见表23。 [0184] 表23磨矿细度验证试验结果 [0185] [0186] [0187] 磨矿细度验证试验结果表明，随着磨矿细度增加，铅精矿品位逐渐增加，均大于65％；铅精矿砷含量变化不大，均在0.4％以上，到磨矿细度为-0.074mm 93％时，砷含量才低于0.4％；铅精矿铅收率则逐渐降低。为保证铅收率，选择磨矿细度-0.074mm 74％较为适宜。 [0188] 12、开路试验 [0190] 表24开路试验结果 [0191] [0192] [0193] 开路试验结果表明，原矿优先选铅，经过一段粗选一段扫选二段精选的铅选别，铅精矿铅品位69.93％，铅回收率78.59％，铅精矿含银1208g/t，银收率76.95％，含砷0.43％。选铅尾矿经过一段粗选一段扫选一段精选的砷选别，获得砷精矿，砷品位12.73％，砷回收率59.41％，砷精矿含银60.0g/t，含铅2.19％。最终所得尾矿，砷品位0.037％。 [0194] 15、闭路试验 [0195] 经过上述各种条件试验，最终选定了适合该矿的选矿工艺和药剂制度，结合所选择的条件进行闭路试验，考察中矿返回后对选别指标的影响。闭路试验流程见图3，试验结果见表25。 [0196] 表25闭路试验结果 [0197] [0198] 闭路试验结果显示，经过选别，最终获得: [0199] 铅精矿：铅品位66.30％，铅回收率85.04％，铅精矿含砷0.60％ [0200] 砷精矿：砷品位8.48％，砷回收率79.84％， [0201] 因所得铅精矿铅品位较高， [0202] 14、沉降分析 [0203] 铅精矿、砷精矿、尾矿沉降时间与澄清区高度分别见表27、表28、表29，沉降曲线见图4、图5、图6。 [0204] 铅精矿矿浆浓度11.6％，量筒断面直径：46mm； [0205] 砷精矿矿浆浓度11.2％，量筒断面直径：46mm； [0206] 尾矿矿浆浓度42.3％，量筒断面直径：58mm。 [0207] 表26铅精矿沉降时间与澄清区高度 [0208] [0209] 表27砷精矿沉降时间与澄清区高度 [0210] [0211] 表28尾矿沉降时间与澄清区高度 [0212] [0213] [0214] 所得铅精矿质量检查结果如表29所示。 [0215] 表29铅精矿产品质量检查结果 [0216]元素 Pb Cu Zn As SiO2 Sb Bi Al2O3 Au/(g/t) Ag/(g/t) 含量/％ 66.30 1.53 1.50 0.60 2.85 0.084 0.064 1.18 0.52 1170 [0217] 按照YS/T319-2013铅精矿品质要求，只有砷含量0.60％超过要求限值，因此该产品仅符合V级品质量要求。 [0218] 所得砷精矿质量检查结果如表30所示. [0219] 表30砷精矿产品质量检查结果 [0220]成份 As Cu Pb Zn S Sb Au/(g/t) Ag/(g/t) 含量/％ 8.48 0.17 3.68 0.28 17.69 0.014 3.11 65.0 [0221] 原矿中达到综合利用的元素有Cu、As、Au、Ag，伴生元素回收结果见表31[0222] 表31伴生元素回收结果 [0223] [0224] 结果表明，经过选别，Ag、Cu在铅精矿中得到富集，As富集在砷精矿中，Au主要富集在砷精矿中。由于原矿Cu、Au品位低于工业品位，因此认为该矿伴生元素已基本得到回收。 [0225] 该矿经过铅优先浮选流程选别后仅产生浮选尾矿，尾矿多项分析结果见表32。 [0226] 表32尾矿多项分析结果 [0227]成份 TFe SiO2 Al2O3 CaO MgO K2O Na2O 含量/％ 1.04 74.65 13.70 0.78 0.38 3.88 2.77 成份 Cu Pb Zn Ti Sr Co Ni 含量/％ 0.018 0.29 0.069 0.11 0.015 0.004 0.005 成份 As Mn P Cr V Ba Rb 含量/％ 0.054 0.036 0.024 0.011 0.022 0.076 0.020 [0228] 从分析结果可以看出：尾矿中主要矿物成分为SiO2、Al2O3、Na2O、K2O等，重金属铜铅锌铬钴镍砷等含量低，达到尾矿堆存要求。 [0229] 推荐流程中产生的水是浮选尾矿中的水，该部分水经沉淀后，可返回砷粗选、砷扫选及砷精选作业段循环使用，不存在外排问题，没有废水产生。本发明没有废气产生。 |
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