选择性絮凝浮选法处理某低品位硫氧混合铅锌矿选矿试验研究

于正华，肖 骏，董艳红，陈代雄，杨建文

（1.兰坪金利达矿业有限责任公司，云南兰坪 631403；2.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100；3.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室，湖南长沙 410100）

选择性絮凝浮选法处理某低品位硫氧混合铅锌矿选矿试验研究

于正华1，肖 骏2，3，董艳红2，3，陈代雄2，3，杨建文2，3

（1.兰坪金利达矿业有限责任公司，云南兰坪 631403；2.湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100；3.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室，湖南长沙 410100）

云南某特大型硫氧混合铅锌矿原矿因深度泥化，预先脱泥造成大量金属流失、直接硫化－胺法浮选很难富集，针对以上特性，在工艺矿物学分析的基础上在浮选过程中加入分散剂腐殖酸钠＋LA处理硫化锌浮选尾矿矿浆，再加入高效的选择性絮凝剂KN絮凝细泥，絮凝沉降后的精矿再加入硫化钠及胺类捕收剂进行硫化－胺法浮选，使用该方法处理原矿含铅2.21%、含锌7.71%的硫氧混合铅锌矿可获得较优的选矿指标，其中氧化锌精矿品位达35.26%，硫化锌和氧化锌总回收率达81.26%，该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山，为矿山下一步技术改造提供了夯实的科学依据。

分散絮凝；硫氧混合铅锌矿；氧化锌浮选

云南某特大型氧化铅锌矿床，其矿石性质极为复杂，矿物种类极多，矿石中褐铁质及粘土质泥化严重，可溶盐成分较高，同时原矿性质易脆，有价金属矿物又与粘土质脉石细粒浸染，一段粗磨无法单体解离，而细磨作业往往致使其过粉碎，诸多因素造成其氧化锌矿物的有效回收一直未能得到有效解决［1］。国内针对该矿床选矿工艺的试验研究由来已久，其研究重点主要集中在两个方面：一是开发新工艺改造或替代传统工艺的研究；二是开发具有高效选择性的捕收剂及微细粒矿物选择性絮凝剂等药剂的研究工作［2］。

目前，国内处理同类型的氧化铅锌矿床一般都采用了硫化－胺法或黄药捕收剂捕收，该法在处理嵌布粒度较细、细磨又易造成过粉碎的氧化铅锌矿床时，浮选回收氧化锌矿物必须要进行预先脱泥作业，而脱泥后的细泥无法回收致使锌金属大量流失［3］，如何实现不脱泥的同时亦不影响全流程的稳定，从而得到较高的锌回收率是处理该类矿石工艺研究的难点。

本研究在工艺矿物学研究的基础上，同时分析对比了国内处理该矿床研究的有益成果，提出了硫化锌尾矿不脱泥，通过加入高效组合分散剂分散矿浆、抑制脉石矿物，再絮凝细泥后分级，絮凝精矿再加入适量的硫化钠硫化浮选得到氧化锌精矿，实现了对有价金属尤其是锌矿物的回收［5］，全流程优先浮选闭路试验可获得不同品位的硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅精矿、氧化锌精矿，其中总锌回收率达到了81.26%。

1 原矿工艺矿物学研究

1.1 原矿多元素分析及有价金属赋存状态

混合矿样经混匀后，铅氧化率为69.27%，锌氧化率为73.29%。经多元素化学分析和物相分析可得该矿的化学组成和铅、锌物相组成，如表1、表2所示。

表1 原矿多元素分析结果 %

表2 矿样铅、锌物相分析结果 %

1.2 原矿的主要矿物组成

经镜下鉴定和扫描电镜分析研究表明，矿石的矿物组成极为复杂，金属矿物主要是方铅矿、闪锌矿、菱锌矿、黄铁矿、白铅矿等，值得特别指出的是，该原矿中氧化铅锌矿物种类复杂，部分难浮的氧化锌矿物含量较多；脉石矿物含量最高的是石英，其次为方解石、重晶石，少量绢云母和粘土矿物，微量金红石、绿泥石、铁矾等。表3列出了矿石中主要矿物的含量。

表3 主要矿物含量 %

1.3 原矿难选原因分析

由表1～表3分析可知，该原矿组成极为复杂，既有硫化物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等易浮矿物，还含有原生及次生的氧化矿物如菱锌矿，白铅矿等，氧化率高，同时，含可溶盐矿物如铅矾、锌矾等在矿浆中溶解产生的重金属离子对常规选矿药剂有较大干扰，原矿有用矿物嵌布粒度呈不均匀分布，细粒级矿物中主要以脆性碳酸盐及硅酸盐矿物产出，致使在磨矿过程中造成过粉碎，脉石矿物中含有高含量的褐铁矿及绢云母、粘土矿物使得矿浆泥化程度高，使浮选作业控制困难。

在这四种文本类型之间，存在着很多混合型文本。比如产品介绍，它既是一种信息型文本（介绍产品或服务），也是一种感染型文本（通过对产品的介绍，说服消费者购买），同时有的产品介绍的文字风格“表情丰富”，极具特色，还是一种表情型文本。再比如，公司年报表面上看是典型的信息型文本，但它同时又是一个感染型文本，旨在说服股东，使他们相信公司运营良好。尽管很多文本都是混合型的，赖斯（Reiss 1977/1989:109）强调，“评判译文最重要的因素是，它是否传达了原文的主要功能”。

2 试验方法

研究试验主要包括实际矿石浮选试验和分散絮凝试验两部分。实际矿石为混合矿经破碎－筛分－对辊细碎至－3 mm，缩分混匀后按500 g／袋装袋。

实际矿物试验在FD单槽浮选机中进行，浮选槽的体积分别为1.5 L、1.0 L、0.75 L、0.5 L，袋装原矿使用XMZI－63锥形球磨磨至一定细度后进入浮选作业。

分散絮凝试验在2.5 L水析仪中进行，给矿为氧化铅浮选作业尾矿（含锌6.5%），矿浆倒入水析仪后，加水稀释，使用电磁搅拌机高速搅拌3 min，搅拌过程中加入适量的分散剂，充分分散后，再沉降3 min抽取上层矿浆及下层底液分别作为尾矿和精矿，根据化验品位，确定最佳分散条件。选择性絮凝试验根据已有的最优分散条件充分分散后即加入选择性絮凝剂搅拌后自然沉降分层，上层液为尾矿可通过分级作业丢弃，下层矿浆为精矿进入氧化锌浮选作业。

3 试验结果及讨论

3.1 分散条件试验

图1给出了不同种类的分散剂在不同用量条件下处理硫化锌浮选作业尾矿，充分分散并沉降3 min后，所得精矿中锌品位随分散剂用量的关系，由图1可看出，当使用腐植酸钠＋LA（配比浓度1∶1）在总用量为16 kg／t时，分散效果最好。

图1 不同种类分散剂用量与分散尾矿中Zn品位的关系

3.2 选择性絮凝试验

选氧化铅尾矿矿浆经充分分散后，可加入具有特定电性的絮凝剂使其与溶液体系中氧化铅、锌矿物选择性吸附并形成絮团，从而达到富集目的矿物的效果［6］。所以，选择性絮凝的关键在于特定絮凝剂的选择，经仔细筛选出KN作为该研究中的高效絮凝剂。图2给出了KN在不同用量条件下在相同的絮凝时间内（4 min），与所得精矿中的Zn品位及回收率的变化关系。

图2 絮凝剂用量条件试验结果

由图2可以看出，随着絮凝剂KN用量的增大，絮凝精矿品位下降，同时回收率上升，当KN用量过大时，会夹带一定的脉石矿物沉降，所以KN最适合用量为10 kg／t。

絮凝沉降时间也影响着絮凝效果的好坏，随着絮凝时间的延长，必然会有部分易沉降的脉石矿物随之下沉，所以有必要进行絮凝时间条件试验。图3给出了给矿在固定絮凝剂用量为10 kg／t时，絮凝精矿金属品位及回收率随时间变化关系，由图3可以看出最佳絮凝时间为4 min。

图3 絮凝时间条件试验结果

3.3 氧化锌浮选

3.3.1 硫化钠用量条件试验

图4给出了给矿为氧化铅浮选尾矿在固定抑制剂六偏磷酸钠＋水玻璃用量为120 g／t＋60 g／t，捕收剂SA用量为150 g／t，起泡剂MIBC用量为45 g／t时，以硫化钠用量为变量，固定氧化锌浮选时间为4.5 min，所得氧化锌粗精矿品位及回收率与硫化钠用量关系。由图4可以看出，随着硫化钠用量的增大，氧化锌粗精矿的品位及回收率都随之上升，硫化钠最适用量为2 000 g／t。

图4 硫化钠用量条件试验结果

3.3.2 捕收剂SA用量条件试验

图5给出了给矿为氧化铅浮选尾矿在固定抑制剂六偏磷酸钠＋水玻璃用量为120 g／t＋60 g／t，硫化钠用量为2 000 g／t，起泡剂MIBC用量为45 g／t时，以捕收剂SA用量为变量，固定氧化锌浮选时间为4.5 min，所得氧化锌粗精矿品位及回收率与SA用量关系。由图5可以看出，SA用量的增大，氧化锌精矿Zn品位和回收率随着上升，表明该捕收剂对原矿中的锌矿物具有较强的选择性捕收效果，最适用量为200 g／t。

图5 捕收剂SA条件试验结果

3.3.3 全流程闭路试验

在已有的试验结果上进行了优先浮选工艺全流程闭路试验，试验流程及药剂制度如图6所示。所得结果如表4所示。可分别得到硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅精矿、氧化锌精矿四个产品。其中总铅回收率达到了75.63%，总锌回收率达到81.26%。该结果亦证明了使用分散絮凝法处理该氧化铅锌矿在指标上的优越性。

图6 全流程闭路试验流程

表4 全流程闭路试验结果 %

4 结论

1.该氧化铅锌矿床属于极难选矿床，原矿性质复杂，矿物种类尤其是氧化锌矿物种类繁多，含有大量难回收锌矿物，同时原矿性脆容易过粉碎，嵌布细度不均匀，传统的脱泥后硫化－胺法回收有价金属选矿指标较差，金属流失严重。

2.分散条件试验结果表明，使用组合分散剂腐植酸钠＋LA对选氧化铅尾矿分散效果最好，有利于后续的选择性絮凝作业。

3.选择特定的高效絮凝剂是选择性絮凝的关键，絮凝试验结果表明KN在合适用量及合理絮凝时间条件下可以高效絮凝矿浆中已完全分散的氧化锌矿物，该作业在富集细泥级铅锌矿物的同时可以脱去部分脉石矿物，相比于传统的脱泥分级作业具有金属流失小、易控制的优势。

4.优先浮选全流程闭路试验结果表明，使用分散絮凝法处理氧化铅尾矿，可获得精矿品位为35.26%的锌精矿，总锌的回收率达到了81.26%，该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山的生产指标，值得推广应用。

［1］ 张心平，周秀英，王淑秋，等.兰坪氧化铅锌矿浮选新工艺研究［J］.矿冶，1995，（4）：38－42.

［2］ 李勇.低品位氧化铅锌矿硫化－浮选工艺及理论研究［D］.昆明：昆明理工大学，2009.

［3］ 胡岳华，王淀佐.氧化铅锌矿浮选的理论与实践－国外氧化铅锌矿浮选评述［J］.有色矿冶，1986，（5）：14－22.

［4］ 张曙光，李晓阳，张杰.兰坪难选氧化铅锌矿浮选工艺研究［J］云南冶金，2005，（34）：11－19.

［5］ 刘军.氧化铅锌矿的浮选［J］.矿业快报，2006，（449）：11－15.

［6］ 黄传兵，陈兴华，兰叶，等.选择性絮凝技术及其在矿物分选中的应用［J］.矿业工程，2005，（3）：27－29.

Experiment Research on Low Grade Sulfide-oxidiged Pb－Zn M ixed Ores Treating w ith Selective Flocculation Flotation

YU Zheng-hua1，XIAO Jun2，3，DONG Yan-hong2，3，CHEN Dai-xiong2，3，YANG Jian-wen2，3
（1.Lanping JINLIDAMining Co.，Ltd.，Lanping 631403，China；2.Hunan Research Institute of Nonferrous Metals，Changsha 410100，China；3.Hunan Provincial Key Laboratory of Complex Copper Lead Zinc Associated Metal Resources Comprehensive Utilization，Changsha 410100，China）

Because the oversize sulfide－oxidiged Pb－Zn mixed ores in Yunnan is deeply muddy，pre－desliming will contribute to an amount ofmetal loss and direct vulcanization－amine flotation is difficult to concentrate.In the light of above properties，dispersant sodium humic＋LA is added to sulfide flotation tailings slurry in the process of flotation based on the analysis of processmineralogy，then efficient selective flocculant KN is used to flocculate fine slime.Vulcanization－amine flotation was applied with sodium sulfide and amine collectors added to concentrate which was flocculated and settled.Themethod is used to treat raw orewith lead 2.21%，zinc 7.71%of sulfur－oxidiged Pb－Zn mixed ores.Ultimately it obtained optimum beneficiation indicators including zinc oxide concentrate grade of 35.26%，zinc sulfide and zinc oxide total recovery rate of81.26%，which were superior than the same type of oxide and zincmine in domestic.It could provide compacted scientific evidences for next technical transformation.

scattered flocculation；sulfide-oxidiged Pb－Zn mixed ores；zinc oxide flotation

TD92

：A

：1003－5540（2014）04－0005－05

2014－04－28

于正华（1968－），男，工程师，主要从事矿山技术开发研究工作。