内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

陈京玉 康维刚 谢建平 牛英杰 陈志国

（天津华北地质勘查局，天津300171）

随着全球经济一体化的高速发展，中国特色社会主义进入了新时代，各行业对有色金属的需求量与日俱增［1］，对多金属选矿技术提出了更高的要求。中国虽已成为世界上最大的铅锌资源国家，但铅锌矿石成分复杂，共伴生组分多、贫矿多的现象较为严重［2-3］。随着开采深度的加深，内蒙古某铅锌矿黄铁矿含量升高，含硫接近30%。为此，对新采出原矿进行了工艺矿物学研究，在此基础上开展了选矿工艺流程及药剂制度的优化试验，为选厂处理该深部矿体高硫混合铅锌矿石提供技术依据。

1 原矿性质

1.1 原矿矿物组成

原矿化学多元素分析结果见表1，铅、锌物相分析结果分别见表2、表3，矿物组成分析结果见表4。

注：其中Ag、Au含量的单位为g/t。

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从表1～表4可以看出：原矿主要有价元素为铅、锌、硫，主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，铅主要以方铅矿形式存在，分布率为95.37%；锌主要以硫化锌形式存在，分布率为96.27%；其他金属矿物灰硫砷铅矿、菱锌矿、白铅矿含量均较低。

1.2 原矿主要矿物嵌布粒度

适宜的磨矿细度有利于提高矿物回收效果。测定矿物单体解离度，可以为磨矿细度确定提供技术依据。对原矿、粗磨后产品（-0.074 mm占70%）、粗精矿再磨产品（粗磨后一段选铅产品磨至-0.043 mm占80%）中的主要矿物进行解离度测定。

（1）原矿中方铅矿嵌布粒度主要在0.02～4 mm，闪锌矿嵌布粒度主要在0.08～2.9 mm，黄铁矿嵌布粒度主要在0.05～2 mm，3种主要硫化矿物均为粗粒嵌布。

（2）粗磨产品方铅矿单体解离度为98.48%，闪锌矿单体解离度为98.39%，解离较完全。

（3）粗精矿再磨产品的方铅矿单体解离度为99.04%，闪锌矿单体解离度为99.52%。

磨矿细度探索试验结果表明，在磨矿细度为-0.074 mm占70%时，所取得的铅精矿、锌精矿指标较为理想，因此，选矿试验的粗磨细度确定为-0.074 mm占70%。

2 优先浮选工艺

由于与原矿性质类似的铅锌矿石选矿可采用的流程方案较多［4］。根据矿石性质，首先开展了先选铅、再选锌的优先浮选方案探索试验。采用图1所示流程优先浮选选铅，试验结果显示，虽然铅粗选时添加了大量的闪锌矿抑制剂，但锌的上浮率却超过了50%，即部分锌矿物因可浮性太好而未能被抑制，进而进入铅粗精矿中，致使铅粗精矿含锌太高，同时铅粗精矿中还含有大量黄铁矿，分选状况不佳，形成等可浮选的状态，说明矿石中闪锌矿和黄铁矿可浮性均存在差异，因此，优先浮选流程不适宜处理该矿石。拟采用等可浮流程进行试验。

3 等可浮选工艺

由于矿石在浮选过程中存在等浮选的情况，因此，采用等可浮工艺流程开展试验研究，原则流程见图2。

3.1 等可浮粗选条件试验

以ZnSO4为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂，按图3所示流程进行等可浮粗选条件试验。

3.1.1 等可浮粗选ZnSO4用量试验

在乙基黄药用量为30 g/t、730A用量为30 g/t条件下进行试验，结果如图4所示。

从图4可知：随着ZnSO4用量的增加，铅锌硫粗精矿铅品位逐渐提高，回收率变化不大，锌品位和回收率逐渐降低；ZnSO4用量小于1 000 g/t时，铅锌硫粗精矿铅品位低，且对锌的抑制作用较弱；ZnSO4用量大于1 000 g/t时，随着ZnSO4用量的增加，铅锌硫粗精矿指标变化不明显。因此，选择ZnSO4用量为1 000 g/t。

3.1.2 等可浮粗选乙基黄药用量试验

在ZnSO4用量为1 000 g/t、730A用量为30 g/t条件下进行试验，结果见图5。

从图5可知，随着乙基黄药用量的增加，铅锌硫粗精矿铅品位逐渐降低，铅回收率小幅提高，锌品位变化不明显，锌回收率小幅提高。综合考虑，选择乙基黄药用量为30 g/t。

3.1.3 等可浮粗选730A用量试验

在ZnSO4用量为1 000 g/t、乙基黄药用量为30 g/t条件下进行试验，结果见图6。

从图6可以看出，随着730A用量的增加，铅锌硫粗精矿铅品位呈下降的趋势，回收率呈上升的趋势，锌品位和回收率均小幅提高。综合考虑，确定730A用量为40 g/t。

3.2 等可浮尾矿选锌试验

以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂对等可浮粗选尾矿进行选锌试验，试验流程见图7。

3.2.1 等可浮尾矿选锌CuSO4用量试验

在丁基黄药用量为60 g/t条件下，考察CuSO4用量对锌粗精矿1指标的影响，结果见图8。

从图8可知，随着CuSO4用量的增加，锌粗精矿1锌品位增加，回收率降低，当CuSO4用量为200 g/t时，可保持较高的锌品位，锌回收率也较高。因此，选择CuSO4用量为 200 g/t。

3.2.2 等可浮尾矿选锌丁基黄药用量试验

在CuSO4用量为200 g/t条件下，考察丁基黄药用量对锌粗精矿1指标的影响，结果见图9。

图9表明，随着丁基黄药用量的增加，锌粗精矿1锌品位先小幅提高后降低，回收率逐渐提高，提高幅度逐渐变小。综合考虑，确定丁基黄药用量为60 g/t。

3.3 铅锌硫粗精矿选铅试验

以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂，按图10所示流程进行铅锌硫粗精矿选铅条件试验。

3.3.1 石灰用量试验

石灰可以在黄铁矿表面吸附，形成CaSO4、Ca（OH）2薄膜，排斥吸附在黄铁矿表面的黄药，从而使黄铁矿受到抑制［5-6］，矿石中闪锌矿与黄铁矿密切共生，采用石灰作为抑制剂进而达到抑锌的目的。在再磨细度为-0.043 mm占80%，乙硫氮用量为20 g/t条件下进行试验，结果见图11。

从图11可知：随着石灰用量的增加，铅精矿铅回收率先小幅提高后下降，铅品位逐渐升高；铅精矿中锌品位和回收率逐渐降低，添加石灰可有效减少铅精矿的含锌量。综合考虑，确定石灰用量为8 kg/t。

3.3.2 乙硫氮用量试验

在再磨细度为-0.043 mm占80%、石灰用量为8 kg/t条件下进行试验，结果见图12。

图12表明，随着乙硫氮用量的增加，铅精矿铅品位逐渐降低，回收率变化不明显，锌含量小幅增加。综合考虑，选择乙硫氮用量为20 g/t。

3.3.3 再磨细度试验

在石灰用量为8 kg/t，乙硫氮用量为20 g/t条件下，考察再磨细度对铅精矿指标的影响，结果见图13。

图13表明，随着再磨细度的增加，铅精矿铅回收率先增加后下降，铅品位先降低后升高，铅精矿锌指标变化较小。因此，确定再磨细度为-0.043 mm占80%。

3.4 铅锌硫粗精矿选铅尾矿锌硫分离试验

铅锌硫粗精矿选铅后尾矿中仍含有部分含锌矿物，为进一步提高锌回收率，以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂对该尾矿进行锌硫分离试验，试验流程见图14。

3.4.1 锌硫分离CuSO4用量试验

在丁基黄药用量为30 g/t条件下进行试验，结果见图15。

从图15可以看出，当CuSO4用量为100 g/t时，锌精矿2锌品位和回收率均最高。因此，确定CuSO4用量为100 g/t。

3.4.2 锌硫分离丁基黄药用量试验

在CuSO4用量为100 g/t条件下进行试验，结果见图16。

由图16可知，当丁基黄药用量为30 g/t时，锌精矿2锌回收率最高。因此，确定丁基黄药用量为30 g/t。

3.5 闭路试验研究

在条件试验的基础上开展了主流程浮选药剂制度、矿浆浓度与精扫选时间条件试验，最终确定的闭路试验流程见图17，试验结果见表5。

4 结论

（1）内蒙某深部高硫铅锌硫化矿石主要有价元素为铅、锌、硫，铅品位为7.56%、锌品位为23.35%、硫品位为26.30%，铅、锌均主要以硫化矿形式赋存，主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿。方铅矿嵌布粒度主要在0.02～4 mm，闪锌矿嵌布粒度主要在0.08～2.9 mm，黄铁矿嵌布粒度主要在0.05～2 mm，3种主要硫化矿物均为粗粒嵌布。

（2）优先浮选试验表明，矿石中存在部分易浮的闪锌矿和黄铁矿，不能被有效抑制，进而在铅粗选时进入铅粗精矿中，形成等可浮的情况，致使铅粗精矿含锌过高。优先浮选试验不能实现铅锌硫的有效分离。

（3）在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下，以ZnSO4为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫。等可浮尾矿以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌，获得锌精矿1；等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅，获得铅精矿；选铅尾矿以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选，获得锌精矿2和硫精矿。锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿，最终获得的铅精矿铅品位为59.26%、回收率为88.73%，锌精矿锌品位为52.21%、回收率为94.95%，硫精矿硫品位为48.71%、回收率为48.93%。

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