矿石化验范文1
关键词:搅拌浸出;槽浸;柱浸;浸出率
abstract: in view of the xinjiang some copper mine ore nature characteristic,carries on the different plan acid pickling small experiment separately. the recommendation piles soaks the craft to conduct the feasibility study,piles soaks the copper leaching speed to be quick,similarly in the granularity situation the copper leaching rate is high,consumes the acid to be low,the hard leaching rate is also low,and the fine clay produces the disturbance is also small.
key words: agitation leaching;trough soaks;column soaks;leaching rate
新疆某铜矿经过40余年生产,硫化铜矿产资源面临枯竭,但矿山顶部及周边尚有大量的、品位较高的氧化铜矿资源。为了尽可能地回收铜资源,延长矿山寿命,首先进行了氧化铜矿硫化浮选回收铜小型试验研究,但由于该矿风化严重,含铁、含泥高,试验结果为浮选指标低,工艺与药剂制度复杂,不适宜进行现场工业生产。为此,祁连铜矿将该矿样进行酸浸小型试验,目的是为湿法酸浸厂建设可行性研究提供依据。
1 矿样准备
矿样主要源自祁连铜矿的两个氧化矿主矿体。矿石加工按1∶1进行配制,并且按小型试验要求进行样品加工。其矿石加工流程及取样程序见图1。
2 矿石性质
对配制加工的该矿石样品送中心化验室进行矿石主要元素及物相分析,其结果见表1。
根据表1数据分析可知,该矿石具有以下特点:
原矿含铜较高2.845%,氧化率68.47%,结合率高33.26%,预计浸出率不会很高。常规来讲,如果非氧化铜(占总铜31.65%)100%不能够浸出;易浸出的自由氧化铜(占总铜35.09%)100%能够浸出;不易浸出的结合氧化铜(占总铜33.26%)50%能够浸出,那么,预计浸出率应该在51%左右。
原矿含铁很高21.9%,会消耗一部分酸。
cao、mgo含量不高,基本不会影响铜浸出过程。
该矿样泥化程度高,细粒级占的比例大,对浸出会带来不利影响。
3 研磨样震荡浸出试验
研磨样震荡浸出试验的目的是研究该矿石铜的最佳浸出率,以此对比其他浸出方法的效果。试验结果如下:
浸出条件:在1 000 ml烧杯中浸出,装矿量200 g,矿样细度-200目占95.8%,浸出液固比4∶1,使用工业硫酸(密度为1.83 g/ml,纯度95%),起始酸度69.54 g/l,震荡浸出2 h,放置16 h沉清,取样化验,浸出液含铜3.85 g/l,含铁6.75 g/l,终止酸度47.09 g/l。
浸出结果:原矿铜品位2.845%,铁品位21.9%,其中氧化铜2.435%,结合氧化铜1.183%,浸出液含铜3.85 g/l,按液计铜浸出率54.13%(折氧化铜浸出率79.06%),吨矿耗硫酸89.8 kg(按密度为1.83 g/ml,纯度95%的工业硫酸计算,以下同),折算吨铜耗硫酸5.83 t,铁的浸出率12.33%。
试验结果说明,该矿样在试验室条件下铜的浸出率达到预期效果。矿石中氧化铜中结合率很高,影响铜的浸出率。澄清时间长,给铜、铁的浸出延长了时间,从而消耗一部分酸,增加了耗酸量。
4 -5 mm综合样搅拌浸出试验
-5 mm综合样搅拌浸出试验的目的是研究该矿石在现场生产条件所能达到的最小破碎粒度条件下,铜的最佳浸出率,该种粒级的矿石浸出现场可以采用搅拌浸出或槽(池)浸。
浸出条件:在1 000 ml烧杯中浸出,装矿量150 g,细度-200目占11.3%,液固比4∶1,使用工业硫酸(密度为1.83 g/ml,纯度95%),起始酸度52.16 g/l,机械搅拌浸出2 h,放置2 h沉清,取样化验,浸出液含铜3.379 g/l,含铁0.8 g/l,终止酸度50.91 g/l。
浸出结果:原矿铜品位2.845%,铁品位21.9%,其中氧化铜2.435%,结合氧化铜1.183%,浸出液含铜3.379 g/l,按液计铜浸出率47.51%(折氧化铜浸出率69.38%),吨矿耗硫酸5 kg,折吨铜耗硫酸0.37 t,铁的浸出率1.46%。
上述结果说明,该矿石浸出与粒度大小有很大关系,<5 mm的矿样泥化程度低,对浸出有利;铁几乎没浸出,所以酸耗很低。
5 槽浸试验
槽浸试验的目的是研究该矿石在现场一般生产条件两段破碎达到的粒度条件下,铜的最佳浸出率,该种粒级的矿石浸出现场适宜采用槽(池)浸。
试验采用小于20 mm的综合样,矿样干量9.1 kg,用15 l塑料桶浸泡,每天搅拌2～3次,浸泡两天倒净浸出液,再加液体。
槽浸试验结果见表2。依据表2计算,槽浸吨矿耗酸量9.68 kg/t矿,吨铜耗酸为0.87 t/t铜。耗酸少于柱浸,浸出率明显也低于柱浸。
6 柱浸试验
柱浸试验的目的是研究该矿石在现场一般生产条件两段或一段破碎达到的粒度条件下,采用堆浸或原地浸出工艺铜的最佳浸出率。
在φ120×800 mm的柱中进行柱浸试验。
浸出条件:入柱矿石粒度小于20 mm,装矿石量为9.37 kg,装矿高度为590 mm。喷淋速度2~5 ml/min。喷淋16 h,空闲8 h,喷淋强度13 l/h.m2。
柱浸试验结果见表3。
从表3可见:①全部浸出液混匀化验结果cu3.25 g/l,fe4.48 g/l,h2so432.53 g/l,表3计算的累计加权平均值为cu3.43 g/l,fe4.35 g/l,h2so431.40 g/l,基本相符。②依据表3计算,柱浸吨矿耗酸量40.767 kg/t矿,吨铜耗酸为3.09 t/t铜。说明该矿堆浸耗酸较少,比搅拌浸出耗酸少。
7 结论与建议
(1)该矿石原矿性质较复杂。cao、mgo含量不高,其脉石矿物对浸出过程和浸出耗酸影响不大;矿石含铜虽然较高,但氧化率一般,结合率很高,实际浸出率较低;矿石含铁较高(21.9%),不仅增加酸耗量,还会对萃取、电积产生不利影响,也会对矿山环保造成不利影响;矿石泥化程度高,细泥沉淀速度慢,也会对浸出后的液固分离带来困难。
(2)多种方案的试验结果结合该矿石性质分析说明,此次小型试验不同矿样在试验室不同条件下铜的浸出率及其他指标均达到预期效果。理论(矿样-200目占95.8%)铜浸出率54.13%;小粒度(矿样粒级-5 mm)搅拌浸出铜浸出率47.51%;大粒度(矿样粒级-20 mm)槽浸铜浸出率39.26%;柱浸(代表堆浸)铜浸出率46.34%。搅拌浸出和柱浸铜浸出率明显高于槽浸,说明空气(有氧)的作用有利于铜的浸出。试验推荐该矿石浸出工艺为堆浸或小粒度(矿样粒级-5 mm)槽浸,有条件的情况下,槽浸要考虑加强搅拌的频率和强度。
(3)该矿石不适于细粒级浸出(即现场矿石经过破碎球磨后浸出),尤其不适合搅拌浸出。因泥化严重,造成沉淀时间长,液固分离困难,影响浸出效果。在试验过程中,部分微细矿泥可透过滤纸,因此在现场生产中要充分考虑到液固分离的困难。而矿石经过破碎后进行槽浸,则粒度越小,铜浸出率越高,粒度控制在-5 mm,-200目细粒级占10%左右浸出效果最佳。
(4)该矿石比较适于堆浸。堆浸铜浸出速度较快,同样粒度情况下铜浸出率较槽浸高、耗酸低、铁浸出率也较低,且细泥产生的干扰也小。
矿石化验范文2
关键词：银矿床 氧化矿 混合矿 选矿试验
中图分类号：P618.4 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）07（b）-0065-03
河南省洛宁县铁炉坪银矿床是由河南省有色金属地质矿产局第六地质大队自1986年从事地质勘查，历时10年，1995年提交《河南省洛宁县铁炉坪银矿床勘探地质报告》。为了铁炉坪银矿床矿山建设，分别对氧化矿石和混合矿石进行选矿试验研究。1992年12月，西北有色地质研究所在详查阶段，采集氧化矿石进行选矿试验，提交了《河南省洛宁县铁炉坪银矿床选矿试验研究报告》；1994年10月，长沙有色冶金设计研究院在勘探阶段，采集混合矿石进行选矿试验，提交了《河南省洛宁县铁炉坪银矿床混合样选矿试验报告》；本论文是对这两次试验综合研究成果的总结，对于指导本区银矿床建设具有现实的指导意义。
1 采样方法及代表性
1.1 氧化矿石采样方法
分别在Ⅲ1及Ⅱ1号矿体中采集，根据工程施工情况，选择了PD6号坑道的CM11、CM7、CM3、PD3及TCOO等8处进行采集，主样品位：银235.00×10-6，铅4.50%。采集的样品分富矿、贫矿和中等品位矿石，并采围岩样60 kg进行配样用。
采样方法以剥层法为主，次为刻槽法。根据矿体大小、控制程度布置样品重量，考虑了采样点分布的均匀合理性（即从走向、倾向、面上等因素考虑布样）。矿石样品总重量511 kg，其中Ⅲ1矿体285 kg，Ⅱ1矿体226 kg。在Ⅲ1及Ⅱ1矿体的采样重量各占总采样重量的56%及44%，根据储量所占比例，所采试样具有代表性，基本满足规范及加工试验的要求。
1.2 混合矿石采样方法
本次采集以混合矿石为主，并有部分氧化矿石和少量原生矿石。共在PD6号坑道9个穿脉坑道内及一个沿脉坑道内选择了19个采样点进行取样。第一次采样样品总重526.5 kg，并专门采集富矿石样110 kg，采集围岩样111 kg，合计747.5 kg。在19个采样点共采集矿相鉴定样31块。
第一次采样经粉碎化验，矿石氧化率大于30%，第二次又在。PD6号坑内的CM11、CM7、CM5等穿脉内补采混合矿石样品198 kg。采样中考虑采样点分布的均匀合理性（即从走向‘倾向’面上等因素考虑布样）。在二次样品重总量724.5 kg中，Ⅱ1矿体重435 kg，Ⅲ1矿体289.5 kg，即Ⅱ1、Ⅲ1矿体的采样重量各占总采集重量的60%及40%。
样品的采集按矿体所占储量比例、矿石的工业类型，并参考矿石的自然类型所占比例，矿石品级（富、中、贫矿石）的比例进行采集，主样品位：Ag250～256×10-6，Pb2.98%～3.24%。综上所述，样品的采集具有广泛的代表性，完全满足了规范及加工试验的要求。
2 氧化矿石选矿试验
2.1 选矿方法的选择
根据矿石中银、铅的赋存状态，矿物粒度大小、嵌布特性，矿物组合，矿石结构特征及含杂质等情况综合考虑。结合本矿石物质组成研究，显然采用浮选法是适宜的。探索试验中曾用过重选法，磁选法回收银铅矿物，效果均不理想。因此选矿方法确定为浮选法。
2.2 浮选方案的确定
2.2.1 氧化矿―硫化矿混合浮选
试验流程及条件见图1，结果列表l。
流程中药剂用量单位均（×10-6），以下同图1氧化矿―硫化矿混合浮选流程。
2.2.2 硫化矿―氧化矿优先浮选
试验流程见图2，结果列表2。
从上述试验可看出，氧硫混选流程具有流程结构简单，精矿品位高的特点。所以决定采用氧硫混选流程。另外探索试验中还发现银铅矿物上浮速度较慢，与药剂作用所需时间较长。宜采用多段选别，分批加药的工艺。
在试验过程中，进行了开路试验、闭路试验、化学浸出试验等。
2.3 选矿试验结果
（1）采用氧硫混合多次选别，分批加药，中矿单独再浮选的工艺流程较好的回收了主要日的矿物银、产品达到银精矿标准，回收率较高，证明了选矿工艺流程是合理的，药剂制度是适宜的。银精矿中银品位3027×10-6，银回收率为89.88%，铅品位44.77%，铅回收率为70.82%。详见表3所示。
（2）从银的回收情况看，虽然该矿氧化程度高，但可选性仍较好，不属于特别难选矿石。
（3）矿石中除铅外其它伴生有用组份含量较低，综合回收意义不大。
3 混合矿石选矿试验
3.1 选矿方法的选择
根据矿石性质，主要金属矿物为银矿物、铅矿物，伴生有闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿等。伴生矿物品位低，无法综合回收，所以本试验仅考虑回收银矿物和铅矿物。
银矿物和铅矿物的嵌布关系密切，铅矿物含银量占总银量的40%左右，银矿物的回收以铅矿物为载体，银将随铅回收。在选择选矿方法时考虑到银矿物粒度细徵，需进行细磨，故决定采用单一的浮选流程，回收银矿物和铅矿物，得到银、铅混合精矿。
考虑到试样中含有一定数量的白铅矿和铅矾等氧化铅矿物，试验将采取目前生产上唯一有效的选矿方法：预先硫化、黄药浮选予以回收。
3.2 探索试验
选矿原则流程决定后，用l#矿样进行药剂方案的探索试验。试验流程见图3，试验的药剂条件列入表4，试验结果列入表5。
从表1～表5的结果中可以看出。银、铅的选矿指标：采用硫化钠硫化浮选比不硫化直接浮选好，捕收剂是丁黄药和丁铵黑药混合用药比硫氮9号好，故决定采用硫化剂-硫化钠，捕收剂-丁黄药、丁铵黑药。
3.3 选矿条件试验
为确定最佳磨矿细度，进行了磨矿细度试验和粗选药剂用量试验，并对磨矿细度试验进行了验证。认为磨矿细度为80%-0.074mm时指标最佳。并进行了开路试验和闭路试验。试验进行了两种流程结构比较，即一段磨矿，一粗二扫三精，中矿顺序返回和一段磨矿，一粗二扫三精，中矿集中返回粗选。试验结果表明，后者不仅流程结构简单，而且防止了泥矿影响，有利于银铅精矿品位和回收率的提高。药剂试验，通过详细比较，采用硫化钠预先硫化，综合陡用有效的调整剂和捕收剂较为合理。
3.4 选矿试验结果
（1）河南省洛宁县铁炉坪银矿属破碎蚀变岩型矿床，矿样物质组成较简单，有用元素银、铅，其它伴生有用元素锌、铜、硫、锑等，但其含量低，综合回收意义不大。有害杂质砷，有机炭含量亦低，对选矿无多大影响。本矿样属易选型银、铅矿石，选矿试验主要回收银铅。需要说明的是，铜的含量个别达0.1%，银铅精矿中铜的含量超标，主要原因是银黝铜矿，硫锑铜矿富集而造成，无法回收，建议在今后生产中作专题研究。
（2）采用硫化矿和硫化后的氧化矿混合浮选，精选中矿集中返回粗选流程，不论对1#矿样或2#矿样均是合适的，都能取得理想的指标：银铅精矿品位银5000×10-6以上，铅60%以上，回收率银为94.12%～94.83%，铅为82.24%～94.98%，详见表6。
4 矿石利用性能评价
本矿床银铅矿石主要为氧化矿石和混合矿石，其次为原生矿石，在详查阶段作了一个氧化矿石的选矿试验样，勘探阶段又作了一个混合矿石选矿试验样，两个样都得到了较好的选矿效果。
由于矿石中银矿物主要呈独立矿物存在，少量分散于铅矿物，铁锰氧化矿物，锌铜的硫化矿物和脉石矿物中，且粒径较细，大部分小于0.05 mm，少部分小于0.10 mm。方铅矿和次生的含铅矿粒度范围较广，多呈中粒为主的细一粗粒不等粒不均匀分布。将氧化矿石磨到-200目占85%，采用氧硫混合多次选别，分批加药中矿单独再浮选的工艺流程，产品达到了精矿标准，银精矿中银品位3027×10-6，回收率89.99%，铅品位44.77%，回收率70.82%。虽然该矿石氧化程度高，但可选性仍较好。将混合矿石磨到-200日占80%采用硫化矿和硫化后的氧化矿混合浮选、精选中矿集中返回粗选流程，取得了理想的选矿指标；银铅精矿含银5000×10-6以上，含铅60%以上，回收率银为94.12%～94.83%，铅为82.24%～94.98%。属易选型银、铅矿石。
5 结语
本区矿石可选性能良好，矿石类型较简单，矿物物质组成也简单，有用元素为银、铅，其它伴生有用元素锌、铜、硫、锑等均较低，综合回收意义不大，有害杂质砷，有机炭含量亦低，对选矿无多大影响。两个选矿试验都取得了理想的指标。
通过以上所述，铁炉坪银矿床氧化矿石和混合矿石的选矿工作均取得了最佳方案，矿石的工业利用性能良好。
矿石化验范文3
关键词：金红石 选矿 钛赤铁矿 重选 强磁选 浮选
中图分类号：TD97 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2013）03（b）-0132-02
我国的钛矿资源居世界之首，已探明的钛资量为8.73×108 t（以TiO2计）[1]；我国钛矿类型主要有两种：钛铁矿和金红石矿。其中，钛铁矿占我国钛资源总储量的98%，金红石仅占2%[2]。钛铁矿型主要分布在钒钛磁铁矿矿床中，主要分布在四川攀枝花地区，难以直接用于海绵钛和优质钛白粉的生产；而金红石矿是自然界中含钛最高的一种钛矿，是海绵钛和钛白粉生产的优质原料，但我国金红石矿矿点分散、原矿品位低、杂质成分多、嵌布情况复杂，利用难度较大。研究发现，国内多数金红石矿属难选微细粒金红石矿，不仅嵌布粒度细，而且金红石品位也非常低，为了充分开发利用难选金红石矿资源，国内多家研究单位先后对该矿进行了综合回收利用的选矿试验研究，目的是为该矿的工业化利用提供科学依据。
1 原矿性质
1.1 化学分析及矿物组成
该矿石主要由金红石、钛赤铁矿、钛磁铁矿、榍石等矿物组成。含钛矿物主要为金红石，其次为钛赤铁矿、钛磁铁矿、榍石及含钛硅酸盐矿物。化学成分见表1，矿物组成分析结果见表2。
从矿物组成分析来看，该矿除金红石矿具有回收价值外，钛赤铁矿、赤褐铁矿可以进行综合回收，从而提高该矿的经济价值。
1.2 金红石的嵌布特征
金红石矿物呈他形、半自形柱状，多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布；其次为钛赤铁矿连生体和呈细小的粒状被角闪石、黑云母石英包裹，目的矿物金红石嵌布粒度较细，为0.01～0.2 mm不等，属细粒、微细粒不均匀嵌布。
1.3 金红石在各粒级的分布情况
对该矿破碎至5 mm以下进行筛析，测定各粒级金红石的单体解离情况，测定结果表明，当粒度达到0.01 mm单体解离度达到94%，即该金红石矿金红石嵌布粒度呈微细粒，处理该矿必须磨矿到0.019 mm以下。破碎产品粒级在-0.037 mm以下时TiO2品位较低，金属分布率也较低，说明该矿在磨矿前进行有控制的粗粒磨矿能够防治矿物泥化，同时该矿中含有部分矿泥。
1.4 主要矿物物理参数测定
对该矿进行了主要矿物的物理参数测定，测定表明：脉石矿物与金属矿物在密度上差异较大，可通过重选的方法除去大量的脉石矿物（榍石、角闪石和粘土矿物泥质等）。从比磁化系数差异可知，金红石与钛铁矿、赤铁矿、榍石、云母和绿泥石等有较大的差异，可通过磁选的方法除去磁性矿物。从导电性可知，金红石是良导体，而榍石、云母和绿泥石等是非导体，可通过电选的方法除去这些矿物，从而进一步提高金红石的品位。因此，该金红石矿理论研究的工艺路线为：重选—强磁选—电选联合流程。
2 难选金红石矿以往的试验研究
针对难选金红石矿品位低，粒度细的特点，国内多家单位进行过相关研究工作，研究的主要技术路线为：（1）全粒级浮选—强磁选工艺；（2）重选—强磁选—电选联合流程。
2.1 全粒级浮选-强磁选工艺流程
对嵌布粒度细的矿石，采用浮选的方法，能够实现金红石与脉石的分离并保证金红石的回收率。相关研究单位在实验室进行了全粒级浮选—强磁工艺选矿试验[4]，试验指标为磨矿细度74μm占80%时，精矿品位TiO282.85%，回收率53.11%。
2.2 重选—强磁选—电选联合流程
从理论分析，难选金红石矿适合流程为：重选—强磁选—电选工艺流程[4]，相关单位进行了选矿试验研究。该试验重选采用分级重选工艺，重选设备采用离子波型摇床，试验流程见图1，试验指标为磨矿细度38μm占80%时，精矿品位TiO292.16%，回收率65.26%。
2.3 存在的问题
（1）本次研究的金红石矿原矿品位较低，选矿比大，选矿生产成本较高，仅进行了实验室试验研究，没有考虑研究成果工业化应用的市场价值。
（2）该矿堪布粒度属微细粒级，以往的研究成果均采用直接磨矿至选矿工艺需要的单体解离，比如重选工艺磨矿粒度达到37μm，磨矿成本很高。
（3）采用浮选工艺对原矿进行全粒级浮选，浮选时原矿量很大，药剂消耗量大，生产成本高。
（4）采用重选试验设备为非工业化应用的离子波型摇床，根据生产经验，重选选矿粒度下限为74μm（-200目）占80%，而实验室采用的摇床选矿粒度甚至达到了19μm，其试验结果工业化推广可能性小。
（5）采用电选工艺作为精选作业对原矿粒度要求严格，根据工业电选机生产实践表明，工业电选机在给矿粒度37μm以下时，选矿效果极差，因此，以往研究中采用的电选工艺在工业应用上存在较大的问题。
综上所述，以往针对难选金红石矿进行的研究成果以实验室研究为主，其研究的成果工业化推广难度大，而且成果工业化应用加工成本过高，可能导致研究成果无法市场化。
3 新工艺试验研究
3.1 新工艺技术路线
（1）因该金红石矿品位低，如果要降低生产成本必须进行提前抛尾，结合该矿的嵌布特点、各个粒级的单体解离情况以及各矿物的特性分析后认为，该矿适合采用重选抛尾。
（2）根据矿物组成可知，该矿中含有钛赤铁矿、赤褐铁矿等铁矿物，这些矿物采用重选将进入金红石矿物中，需要通过强磁选分离出铁矿物。在分离出的铁矿物通过精选可以得到赤褐铁精矿的副产品，从而提高该矿的综合利润。
（3）针对微细粒矿干式电选工业实施不可行的问题，新工艺采用浮选工艺进行金红石精选，从而得到最终的金红石产品。
3.2 新工艺流程试验
通过对矿石性质、原矿工艺特性的研究，结合以往对难选金红石矿研究存在的问题，从工业化是否具有操作性的角度出发，本次研究工艺流程为：重选—反强磁—浮选联合流程。其试验工艺路线为：螺旋抛尾—摇床粗精选—反强磁选除铁—铁矿物经过强磁、摇床重选得到赤铁精矿—除铁后粗精矿经过浮选、强磁最终得到金红石精矿。新工艺流程见图2。对新工艺流程分别进行了螺旋抛尾磨矿细度条件试验、强磁条件试验、浮选药剂条件试验以及浮选流程闭路试验。通过各个条件试验，最后进行扩大连选试验，新工艺连选扩大试验结果见表3。
3.3 新工艺流程试验评价
（1）新工艺从工业化应用角度出发，采用了低成本选矿工艺，同时对金红石矿中钛赤铁矿进行了综合回收利用，尽可能提高该矿的综合经济价值。
（2）新工艺流程采用螺选粗粒抛尾，大幅度降低了选矿加工成本，使该矿的工业化利用开发成为可能。
（3）新流程采用浮选取代干式电选作为精选工艺，能够有效避免微细粒电选工业化利用的难题，给该矿日后的开发奠定了基础。
（4）通过对新流程扩大连选试验的研究，使难选金红石矿工业化利用的研究更接近生产，试验达到预期的研究结果。
4 结语
（1）根据矿物嵌布特性及组成研究，该金红石矿属低品位微细粒难选矿石，尽管以往对该矿有相关研究，但其研究的工艺流程工业实施难度大。
（2）根据新工艺流程扩大连选试验研究表明：通过“重选—强磁—浮选”工艺能够对该矿进行有效回收，试验得到TiO2品位86.55%、回收率为43.28%的金红石精矿；同时得到6.52%的（钛）赤铁精矿，其中TFe含量56.09%，TiO2为9.36%，TiO2回收率22.94%；扩大连选试验TiO2总回收率为66.22%。其研究为国内同类型的难选金红石矿工业化开发利用奠定了基础。
参考文献
[1]王志，袁章福.中国钛资源综合利用技术现状与新进展[J].化工进展，2004，23（4）：349.
[2]吴贤，张健.中国钛资源分布及特点[J].钛工业进展，2006，23（6）：8.
矿石化验范文4
一、前言
该矿石矿物种类繁多，嵌布粒度微细，矿物共生关系密切，金矿物多呈包裹体赋存于硫化矿和脉石矿物中，选矿难度大。该矿采用浮选—重选联合选别工艺，获得了含砷合格的铜金精矿，其铜、金综合回收率分别达到78.73%和90.67%。
二、矿石性质
1\原矿多元素化学分析
表1原矿多元素化学分析结果
元素 Cu Aug/t Agg/t Fe S Pb Zn
含量% 2.20 0.37 18.53 27.52 32.75 0.093 0.70
元素 Sb As Al2O3 SiO2 CaO MgO
含量% 0.011 0.14 6.58 23.64 0.66 1.52
2．2原矿物相分析
表2原矿铜物相分析结果
铜物相 自由氧化铜 结合铜 次生硫化铜 原生硫化铜 总铜
含铜量% 0.044 0.043 0.041 2.07 2.198
占有率% 2.00 1.96 1.87 94.17 100.00
2．3原矿矿物组成
表3 原矿矿物类型和矿物种类
矿物类型 矿物种类
金属硫化物 主要为黄铜矿、黄铁矿，少量闪锌矿、砷黝铜矿、铜蓝，微量辉铜矿、辉钼矿、方铅矿、毒砂
金属氧化物 微量磁铁矿、铬铁矿、赤铁矿、褐铁矿、锡石、金红石
铜氧化矿物 微量孔雀石
稀土氧化矿物 极微量的磷铝柿矿、独居石、磷钇矿
脉石矿物 主要为石英、绢云母，其次为绿泥石等。
3主要矿物嵌布粒度
原矿中主要矿物的嵌布粒度测定结果见表6，粒度分布特征曲线见图2。从测定结果来看，本矿石四种主要矿物均具较均匀的嵌布粒度，黄铁矿的嵌布粒度最粗，属于细粒较均匀嵌布类型；黄铜矿的嵌布粒度属于细~微细粒较均匀嵌布类型，75%左右的黄铜矿嵌布粒度小于0.08mm，并主要分布在0.02~0.08mm；砷黝铜矿和闪锌矿的嵌布粒度更细，属于微细粒较均匀嵌布类型，砷黝铜矿嵌布粒度小于0.04mm的占有率为76%左右，闪锌矿嵌布粒度小于0.04mm的占有率为80%左右。
．4矿石中金
金是矿石中重要的伴生有用矿物之一。本工作采用MLA和显微镜共检测105块光片（其中MLA检测35个光片），未见有金粒，继而采用碎至-2mm的缩分样品，磨制30个砂光片，MLA和显微镜寻找矿石中金粒，仍未有发现。然而，在原矿重砂中富集到7粒金粒（参见照片11~13），扫描电镜能谱测定其化学组成如表8。从表中可见，本矿石中的金粒含银较高，并含少量铜、锌、铁、镍等元素，主要以含银自然金(Ag)Au和银金矿形式存在。
在原矿重砂中发现有微细粒的银金矿和含银自然金，金矿物的颗粒较细，呈微粒~细粒嵌布，粒度在0.005~0.05mm。金黄色，浅黄色、黄白色，强金属光泽，均质体，硬度2-3，强延展性，不易磨碎
4．1脉石矿物
本矿石主要脉石矿物为石英、绢云母、绿泥石，少量的白云石、方解石、重晶石，微量金红石、榍石。
5主要有价金属在矿石中的赋存状态
5．1铜在矿石中的赋存状态
表5铜在各矿物中的平衡分配
矿物 矿物含量% 矿物含Cu量% Cu分配率%
黄铜矿 5.504 32.65 78.97
砷黝铜矿 0.623 42.33 11.59
辉铜矿 0.008 79.86 0.28
铜蓝 0.018 66.5 0.53
孔雀石 0.001 57.19 0.03
黄铁矿 56.768 0.33 8.23
闪锌矿 0.867 0.48 0.18
方铅矿 0.037 / /
毒砂 0.006 / /
其它 0.837 / /
脉石 35.331 0.012 0.19
合计 100 2.276 100.00
*采用矿物理论含铜量，其余单矿物在-0.045mm完成最后提纯。
5．3金在矿石中的赋存状态
本矿石中含金量较低，原矿含金0.37g/t。从各矿物单矿物分析结果来看，黄铜矿和黄铁矿含金量相近，两者是金的主要载体矿物。从表12可知，黄铜矿中金占原矿总金量的5%左右；黄铁矿中金占原矿总金的44%，在原矿磨至-0.045mm细度下，游离金（即已解离金粒）占原矿总金量的42%左右。由于游离金进入铜精矿，因此在铜精矿中金的最高回收率为47%左右，将有44%的金损失在硫精矿和9%的金损失在尾矿中。
表6金在各矿物中的平衡分配
矿物 矿物含量% 矿物含Au量g/t Au分配率%
黄铜矿、砷黝铜矿 6.127 0.31 5.06
辉铜矿 0.008 / /
铜蓝 0.018 / 0.00
孔雀石 0.001 / 0.00
黄铁矿 56.768 0.29 43.88
闪锌矿 0.867 / 0.00
方铅矿 0.037 / 0.00
毒砂 0.006 / 0.00
其它 0.837 / 0.00
脉石 35.331 0.095 8.95
游离金 42.11
合计 100 0.37 100.00
注：单矿物在-0.045mm完成最后提纯。
5．4银在矿石中的赋存状态
银的赋存状态较为复杂，黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿含有微细粒的辉银矿包裹体而含银较高，砷黝铜矿中含有类质同象方式存在的银，也是银的主要载体。由表13银的平衡分配表明，黄铜矿中银占原矿总银量的12%，砷黝铜矿中银占原矿总银量的48%，分散于黄铁矿中银占原矿总银量的37%，分散于脉石中银占原矿总银量2.5%左右。显而易见，银的回收取决于砷黝铜矿是否进入铜精矿。在铜精矿中，银的最高回收率为60%左右。
表7银在各矿物中的分配
矿物 矿物含量% 矿物含Ag量g/t Ag分配率%
黄铜矿 5.504 38.91 11.88
砷黝铜矿 0.623 1400 48.37
辉铜矿 0.008 / 0.00
铜蓝 0.018 / 0.00
孔雀石 0.001 / 0.00
黄铁矿 56.768 11.84 37.28
闪锌矿 0.867 / 0.00
方铅矿 0.037 / 0.00
毒砂 0.006 / 0.00
其它 0.837 / 0.00
脉石 35.331 1.26 2.47
合计 100 18.03 100.00
注：单矿物在-0.045mm完成最后提纯，方铅矿和闪锌矿也含银，但在本矿石中矿物量少，对银的回收影响很小，因而在此忽略不计。
6小结
⑴本矿石主要铜矿物为黄铜矿，其次为含银砷黝铜矿，极少量的辉铜矿、铜蓝、孔雀石等次生硫化铜和氧化铜矿物；锌矿物为贫铁而富锌的浅色闪锌矿，其次为砷黝铜矿含锌；金主要以细~微细的含银自然金、银金矿等赋存于黄铜矿和黄铁矿中；银矿物以含银砷黝铜矿为主。此外，大量的黄铁矿（占矿物总量的57%）可综合回收。
⑵黄铜矿与砷黝铜矿、闪锌矿的嵌布关系复杂，嵌布粒度较细，尤其是黄铜矿、闪锌矿分布于立方体黄铁矿边缘或包含于立方体黄铁矿晶粒中，这种嵌布形式的黄铜矿和闪锌矿最难解离，是造成铜、锌损失的主要原因。
⑶矿石中铜主要以黄铜矿矿物形式存在，其次以砷黝铜矿矿物形式存在。黄铜矿中铜占原矿总铜量的79%；砷黝铜矿中铜占原矿总铜量的11.6%；辉铜矿、铜蓝中铜占原矿总铜量的0.8%，铜的最高回收率预计为91%。
⑷矿石中锌主要以闪锌矿矿物形式存在，其次为砷黝铜矿含锌。闪锌矿中锌占原矿总锌量的80%，砷黝铜矿中锌占原矿总锌量的5%。锌的最高回收率预计在85%左右。
⑸本矿石中的金主要以含银自然金和银金矿的矿物形式存在，黄铜矿中金占原矿总金量的5%左右；黄铁矿中金占原矿总金的44%，在原矿磨至-0.045mm细度下，游离金（即已解离金粒）占原矿总金量的42%。由于游离金进入铜精矿，因此在铜精矿中金的最高回收率为47%左右，将有44%的金损失在硫精矿和9%的金损失在尾矿中。
⑹黄铜矿中银占原矿总银量的12%，砷黝铜矿中银占原矿总银量的48%，分散于黄铁矿中银占原矿总银量的37%，分散于脉石中银占原矿总银量2.5%左右。显而易见，银的回收取决于含银的砷黝铜矿是否进入铜精矿。在铜精矿中银的最高回收率为60%左右。
⑺本矿石中砷黝铜矿含量较多，其矿物量达0.62%，含铜量占原矿总铜的11.6%。由于砷黝铜矿属于富铜和富砷矿物，进入铜精矿一方面可提高铜精矿品位，另一方面带入有害元素砷进入铜精矿，将使铜精矿含砷超标。
三、选矿试验的流程的制定及优化 物质成分研究表明：
（1）用单一浮选法选金，回收率不会很高（2）铜矿物种类繁多，粒度细，呈浸染状分布，要得到高品位高回收率的铜精矿是不可能的，于金彻底分离也是很困难的。（3）毒砂与金和铜的关系密切。（4）浮选后相当大一部分金可能进入尾矿，需用重选法补充回收。
浮选探索试验结果也表明：采用混合浮选法从该矿石中回收铜，让一部分金顺其自然进入到铜精矿，在铜冶炼过程中回收，然后用重选法（尼尔森选矿机）从选铜尾矿中回收其余的金，这样既可以取的很高的金回收率，有能较好的回收铜。故采用浮选----重选（尼尔森选矿机）联合工艺综合回收矿石的铜和金，该工艺容易控制、操作稳定，有较多的工业生产实践经验。
1、优选选铜浮选试验
优先选铜浮选试验采用组合设计或单因素试验法进行试验，从而找出适宜的工艺参数，下面仅列出重要条件的优化试验结果。
2、磨矿细度试验
单体解离度是实现矿物分选的的先决条件，磨矿细度直接决定矿物单体解离得好坏。磨矿细度试验流程见图1,铜金粗精矿中铜、金品位和回收率随磨矿细度的变化曲线见图2.
由图2可以看出，随着磨矿细度增加，铜金粗选金精矿的铜和金品位逐渐什高;两者回收率起初上升，但在-0.074mm分别超过93.97%和低于85.70%后铜和金回收率开始下降。综合考虑铜粗精矿的品位和回收率，以及尾矿重选需要的细磨等情况，磨矿细度选择为-0.074mm
93.97%.
3、铜粗选石灰用量、碳酸钠用量试验
通过调整矿浆ph，可改变矿物的表面性质及可浮行差异，同时还可提高矿物与药剂之间相互作用的选择性。石灰是硫化矿中最常见的ph的调整剂，该矿石中含砷且以毒砂形式存在，石灰还能抑制毒砂，达到降砷的目的。铜粗选石灰用量试验流程同图1，铜金粗精矿的铜、金品位及回收率与石灰用量的关系曲线图3.
由图3可以看出，随着cao用量增加，铜金粗精矿的铜和金品位及回收率均小幅度增高。当石灰用量超过1.0公斤/吨后，铜和金品位略有降低，而回收率增加不多，故选着石灰用量1.0公斤/吨是适宜的,碳酸钠用量200克/吨。
闭路流程试验
在开路流程的基础上又进行了浮选闭路流程试验，试验流程见图5（虚线表示中矿返回），试验结果见表1.
从表1可知，浮选闭路流程试验可获得产率2.74%，含铜17.98%、金74.19克/吨、银173.8克/吨，回收率铜78.73%、金41.35%、银32.31%的含金铜精矿。其中尾矿中还残留58.65%的金，这部份金须采用重选法补充回收。
4.2浮选---尾矿重选联合工艺
浮选——尾矿重选联合工艺流程获得试验指标表8
选矿方法 产品名称 产率 Au(g/t) Ag(g/t) Cu(%) 回收率%
浮选-0.074mm
93.97% Au(对尾矿) Ag（对原矿） Cu
金铜精矿 2.74 74.19 171.8 18.24 41.35 32.26 78.73
尾矿 97.26 2.20 10.37 0.14 58.65 67.74 21.27
合计 100.0 3.51 13.30 0.63 100.0 100.0 100.0
浮选尾矿重选（尼尔森） 原矿 2.20 5.69 84.09 36.14
尾矿
合计 97.26
97.26 0.35
2.20 4.68
10.37 15.91
100.0 31.60
67.74 78.73
浮选+尾矿重选 90.67 68.40 78.73
矿石化验范文5
摘要
某钾长石矿有害杂质Fe2O3含量为0.47%，严重影响其在陶瓷等行业中的应用。以该钾长石矿为研究对象，在工艺矿物学研究的基础上采用“磁选-反浮选”的联合选矿工艺进行除铁试验研究。结果表明，该工艺最终可获得产率为72.62%，Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿，显著降低了Fe2O3含量，除铁效果较理想。
关键词
钾长石；除铁；磁浮联合工艺；高梯度磁选；阴阳离子组合捕收剂
长石族矿物是指一类碱金属或碱土金属的铝硅酸盐矿物，可分为钾长石、钠长石和钙长石，以及由于类质同象化学成分介于三端员之间的斜长石、奥长石、拉长石等一系列长石矿物[1]。我国长石矿物主要是钾长石矿，且资源丰富、分布广泛。由于钾长石熔点较低，且处于玻璃态时的温度范围较大，化学性质较稳定，因此钾长石在玻璃、陶瓷制造、磨料磨具及其他材料制造领域应用广泛[2]。某钾长石矿含K2O10.07%、Na2O1.20%、SiO275.83%，有害杂质Fe2O3、TiO2总含量为0.53%，低于陶瓷行业要求的质量标准，杂质铁嵌布粒度较细，赋存形式多样，较难除去。为降低该矿中杂质铁的含量，获得较高质量的精矿产品，本实验以该钾长石矿为研究对象，在工艺矿物学研究的基础上，采用磁浮联合选矿工艺对该钾长石矿进行除铁提纯，试验结果表明，该工艺的除铁效果较好，在原矿含Fe2O30.47%的条件下，最终可获得产率为72.62%，Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿，达到陶瓷行业一级品的质量标准。
1实验部分
1.1原矿性质经化学多元素分析可知，钾长石原矿的主要化学成分(w/%)为：SiO2，75.83；K2O，10.07；Na2O，1.20；Al2O3，11.10；CaO，0.084；MgO，0.08；Fe2O3，0.47；TiO2，0.06。矿石的矿物组成以钾长石、石英、云母为主，含少量黏土矿物、电气石、铁氧化矿、绿泥石、锆石等。杂质Fe2O3含量相对较高，嵌布粒度较细，电子探针结果表明，部分杂质铁掺杂于钾长石晶体结构中，较难除去。
1.2试剂及仪器设备硫酸、十二胺、石油磺酸钠、油酸钠，均为分析纯；自来水。XMB型实验室用棒磨机，XFD型（1.5L、1L）系列浮选机，XCRS-Φ400×300湿式鼓型弱磁选机，SL-100周期式脉动高梯度磁选机，真空抽滤机。
1.3试验流程原矿探索性试验表明，经磨矿、脱泥后采用单一磁选工艺除铁，最终钾长石精矿Fe2O3含量为0.24%，除铁效果不理想，而在酸性矿浆条件下对磁选精矿进行反浮选除铁[3-5]，最终可以获得杂质Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿产品，铁含量较低，故采用磁浮联合工艺对该钾长石矿进行除铁，试验原则流程见图1。
2结果与讨论
2.1磁选试验
2.1.1磨矿细度：为获得粒度均匀的磨矿产品，减少磨矿过程中过粉碎和次生矿泥的产生，采用棒磨机进行磨矿。在弱磁选磁场强度为80kA/m，强磁选磁感应强度为1.2T，脱泥除去-0.020mm粒级的条件下，考察不同磨矿细度对除铁指标的影响，结果见图2。由图2可知，随着磨矿细度的增加，矿石中含铁矿物单体解离度逐渐增加，钾长石粗精矿产率先出现上升趋势，但随着磨矿细度的增加，产生的矿泥也逐渐增多，使粗精矿产率在上升后逐渐下降，钾长石粗精矿铁品位逐渐降低，综合考虑粗精矿产率和铁品位，以及产品粒度因素，确定磨矿细度为小于0.074mm粒级含量为40%，此时可以获得产率为75.79%，杂质Fe2O3含量为0.21%的钾长石粗精矿。
2.1.2磁感应强度：强磁选采用SL-100周期式脉动高梯度磁选机进行，在磨矿细度为-0.074mm粒级含量占40%，脱泥除去-0.020mm粒级，弱磁选磁场强度为80kA/m的条件下，考察磁感应强度分别为1.0T、1.1T、1.2T、1.3T时的除铁效果，试验结果见图3。由图3可知，随着磁感应强度的增加，除铁效果逐渐增强，钾长石粗精矿铁品位逐渐降低，且粗精矿产率变化幅度较小。结合实际生产情况，确定强磁选的磁感应强度为1.3T，此时可以获得粗精矿产率为75.53%，精矿Fe2O3含量为0.20%的技术指标。
2.2浮选试验以强磁选粗精矿为浮选给矿，在酸性条件下，采用反浮选的方法进行除铁试验研究。
2.2.1硫酸用量：在较低pH值条件下，云母等含铁矿物表面会暴露出活性质点，易于和捕收剂发生作用[6-7]。以硫酸为pH值调整剂，在500g/t石油磺酸钠为浮选捕收剂的条件下，考察硫酸用量对除铁指标的影响，结果见图4。由图4可知，强磁选所得粗精矿经反浮选可以进一步降低Fe2O3含量。随着硫酸用量的增加，矿浆pH值逐渐降低，Fe2O3品位和钾长石精矿产率均逐渐下降，当硫酸用量超过800g/t继续增加时，精矿产率降低幅度变大，Fe2O3品位波动较小，综合考虑精矿产率、除铁效果以及设备腐蚀因素，硫酸用量以800g/t为宜，矿浆pH值约为3.5，此时可以获得精矿Fe2O3含量为0.13%，精矿产率为73.76%的选矿指标。
2.2.2捕收剂种类：由原矿性质可知，该钾长石矿中的含铁矿物主要为云母、电气石、褐铁矿等，选择高效的捕收剂对除铁效果有着重要影响。在硫酸用量为800g/t的条件下，考察石油磺酸钠、油酸钠、十二胺、石油磺酸钠与十二胺组合4种捕收剂对除铁指标的影响，试验结果见图5。由图5可知，不同捕收剂除铁效果不同，油酸钠效果最差，所得钾长石精矿含铁最高；使用石油磺酸钠作为捕收剂时，可以得到较高产率的钾长石精矿，但Fe2O3含量仍较高；十二胺与组合药剂的除铁效果均较好，石油磺酸钠与十二胺组合药剂在精矿产率相当的条件下，可以进一步降低Fe2O3含量。综合考虑精矿产率及Fe2O3品位因素，确定以石油磺酸钠与十二胺阴阳离子组合捕收剂为反浮选捕收剂，此时可以获得精矿产率为73.16%，Fe2O3含量为0.10%的钾长石精矿。
2.2.3组合捕收剂质量配比：在确定捕收剂为石油磺酸钠和十二胺后，考察了组合捕收剂质量配比对除铁指标的影响。其中硫酸用量为800g/t，组合捕收剂总用量为480g/t，试验结果见图6。由图6可知，在组合捕收剂总用量一定的条件下，随着石油磺酸钠与十二胺质量比的增加，钾长石精矿产率和Fe2O3品位均逐渐升高。当石油磺酸钠与十二胺质量比超过5∶1时，精矿产率增幅变小，而精矿中Fe2O3品位上升较剧烈，综合考虑，确定石油磺酸钠与十二胺的质量配比为5∶1，此时可获得产率为72.84%，Fe2O3含量为0.089%的钾长石精矿产品。
2.2.4组合捕收剂用量：在组合捕收剂质量配比为5∶1的基础上，考察了组合捕收剂不同用量对除铁指标的影响，试验结果见图7。由图7可知，随着组合捕收剂用量的增加，钾长石精矿产率逐渐降低，Fe2O3品位在一定范围内逐渐降低。当捕收剂用量过大时，药剂选择性变差，使部分钾长石矿物浮出，当组合捕收剂用量超过480g/t时，精矿产率下降幅度变大，且Fe2O3品位出现上升趋势，综合考虑精矿产率及Fe2O3品位，确定组合捕收剂用量为480g/t，此时可以获得产率为72.64%，Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿。
2.3实验室全流程试验通过上述各个条件试验，确定了磁浮联合工艺的最佳条件，在此基础上，考察磁选和浮选流程对除铁指标的影响，确定强磁选和浮选作业段数。最终进行实验室全流程试验，试验流程见图8，试验结果见表1。由表1可知，原矿经磨矿后预先脱除-0.020mm矿泥，弱磁选除去强磁性矿物，经两段湿式强磁选，磁选精矿以硫酸为pH值调整剂，石油磺酸钠和十二胺为组合捕收剂，经1粗1精的浮选流程，最终可以获得产率为72.62%，Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿产品。
3结论
1.该钾长石矿含K2O10.07%、Na2O1.20%、Fe2O30.47%，有害杂质Fe2O3含量较高。工艺矿物学研究表明，该矿石中的矿物主要为钾长石、石英、云母、黏土矿物等，有害杂质Fe2O3的赋存形式多样，主要为云母、黏土矿物、电气石和少量褐铁矿等，且有部分掺杂于钾长石晶体结构中，Fe2O3杂质嵌布粒度较细，较难除去。2.仅采用磁选工艺不能有效降低该钾长石矿的Fe2O3含量，而对磁选粗精矿进行反浮选除铁的效果较好。对磁选粗精矿以阴阳离子组合捕收剂石油磺酸钠和十二胺（质量配比为5∶1）为浮选捕收剂，硫酸为pH值调整剂，经1粗1精的工艺流程，最终实验室全流程试验可以获得产率为72.62%，Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿产品。3.在矿浆pH值为3.5左右，阴阳离子组合捕收剂石油磺酸钠和十二胺可以较好地除去云母、含铁硅酸盐矿物等无磁性含铁杂质，可进一步降低钾长石精矿中的Fe2O3含量。
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矿石化验范文6
建水铅锌矿为含铅锌硫的复杂矿样，并且锌的氧化率很高，达到67%，针对这种矿样，采用部分混选(铅硫)-选硫化锌-再选(浮选或重选)的工艺流程，得到了良好的选别指标。
1原矿性质
本次试验矿样含铅1．55%、锌10．80%、硫4.19%。主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、菱锌矿，少量黄铁矿和针铁矿等;脉石矿物以方解石和石英为主，有少量白云石、高岭石等，矿样中的有价元素是铅和锌。该矿石中主要化学成分分析结果见表1。
2选矿试验
根据矿石性质，可以看出矿样中有价元素是铅、锌，主要目的矿物是方铅矿、硫化锌、菱锌矿及水锌矿等，还有一定量的黄铁矿，探索性试验结果表明:矿样中的黄铁矿比硫化锌好选，相关研究表明:根据各种铅锌矿物的可浮性及密度差异，此类矿石可以采用混选铅硫-选硫化锌-再选(浮选或重选)氧化锌［1－7］的工艺流程。
2．1铅硫混合浮选作业ZnSO4用量试验在磨矿粒度为－0．074mm粒级占70%、一粗一扫的工艺流程、乙基黄药用量为60+30g/t(粗选+扫选)的条件下，进行选铅硫矿物的ZnSO4用量试验，试验结果见图1。试验结果表明:随着硫酸锌用量增加，锌在铅硫精矿中的损失逐渐减低，可见适当添加硫酸锌对降低锌在铅精矿中的损失有利。本试验选择硫酸锌用量为1000+500g/t(粗选+扫选)。
2．2铅硫混合浮选作业乙基黄药用量试验在磨矿粒度为－0．074mm粒级占70%、一粗一扫的工艺流程、ZnSO4用量1000+500g/t(粗选+扫选)的条件下，进行选硫化铅矿物乙基黄药用量试验，试验结果见图2。试验结果表明:随着乙基黄药用量增加，铅的回收率逐渐增加，但是锌在铅硫中的损失也逐渐增大，综合考虑:乙基黄药用量为40+20g/t(粗选+扫选)。
2．3磨矿粒度试验进行一粗一扫的铅硫混选作业的磨矿粒度试验，试验结果见图3。试验结果表明:随着磨矿粒度变细，铅硫混合精矿中铅的回收率逐渐增加，锌的品位及回收率逐渐降低。综合考虑:磨矿粒度选择－0．074mm粒级占80%。
2．4铅硫混选粗精矿精选作业硫酸锌用量试验对铅硫混合粗精矿进行两次精选的硫酸锌用量试验，试验结果见图4。试验结果表明:随着硫酸锌用量增加，铅硫混合精矿中锌的损失逐渐减低，综合考虑:硫酸锌用量为精选Ⅰ300g/t，精选Ⅱ100g/t。
2．5铅硫分离CaO用量试验对铅硫混合粗选精矿精选两次后的精矿进行铅硫分离的石灰用量试验，试验结果见表3。试验结果表明:随着CaO用量增加(pH值10～14)，铅精矿品位明显提高，但当石灰用量过大时铅的回收率急剧下降，这主要是由于矿浆pH值过高时，乙基黄药的捕收能力大大下降、铅矿物也没被选起来所致。综合考虑，本试验选择CaO用量为1000g/t(pH值11～12)。
2．6选硫化锌矿作业CuSO4用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%、丁基黄药用量40+20g/t(粗+扫选)的条件下，对经一粗一扫混选铅硫后的尾矿进行一粗一扫选硫化锌的CuSO4用量试验，试验结果见图5。试验结果表明:随着CuSO4用量增加，锌精矿品位和回收率均先增加然后基本不变，这主要是由于当硫酸铜用量达到一定量时，硫化锌已绝大部分被活化选起来了，再增加CuSO4用量也不能改善硫化锌选矿指标。综合考虑，本试验选择CuSO4用量200+100g/t(粗选+扫选)。
2．7选硫化锌矿作业丁基黄药用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%、硫酸铜用量200+100g/t(粗+扫选)的条件下对经一粗一扫混选铅硫后的尾矿进行一粗一扫选硫化锌的丁基黄药用量试验，试验结果见图6。试验结果表明:随着丁基黄药用量增加，锌精矿品位和回收率无明显提高。本试验选择丁基黄药用量为50+25g/t(粗选+扫选)。
2．8选氧化锌矿作业Na2S用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%条件下，针对选完铅硫、硫化锌的尾矿进行选氧化锌的活化剂硫化钠用量试验。本作业采用一粗一扫的流程，捕收剂FX用量为200+100g/t，试验结果见图7。试验结果表明:随着Na2S用量增加，氧化锌精矿品位和回收率均先增加后降低。综合考虑，本试验选择Na2S用量为5000+2000g/t(粗选+扫选)。
2．9选氧化锌矿作业FX用量试验在磨矿粒度－0．074mm粒级占80%条件下，针对选完铅硫、硫化锌的尾矿进行了选氧化锌的捕收剂FX用量试验。本作业采用一粗一扫流程，硫化钠用量为5000+2000g/t，试验结果见图8。试验结果表明:随着FX用量增加，氧化锌精矿品位和回收率均先增加后降低。本试验选择FX用量为200+100g/t。
2．10选氧化锌矿精选作业水玻璃用量试验由于原矿中SiO2含量较高，达到27%，为了提高氧化锌作业氧化锌精矿的指标，在选别作业中加入水玻璃以抑制硅矿物。试验结果见图9，试验指标表明:随着水玻璃用量增加，氧化锌精矿品位有所提高，但锌回收率也有所下降。综合考虑:选择粗选作业水玻璃用量2000g/t。
2．11流程试验在上述条件试验的基础上，进行了混选铅硫-选硫化锌-再浮选氧化锌闭路流程试验和混选铅硫-选硫化锌-再重选氧化锌的流程试验，试验流程见图10和图11，试验结果见表4和表5。试验结果表明，采用混选铅硫-选硫化锌-再浮选氧化锌流程和混选铅硫-选硫化锌-再重选氧化锌流程都能获得较好的选矿指标，但氧化锌浮选流程较重选流程氧化锌指标较好。
