云南某高硫铅锌矿流程优化试验研究*

马原琳，吕 超，谢 峰，谢立志

(1.昆明冶金研究院有限公司，云南 昆明 650031；2.云南省选冶新技术重点实验室，云南 昆明 650031；3.共伴生有色金属资源加压湿法冶金技术国家重点实验室，云南 昆明 650031；4.彝良驰宏矿业有限公司，云南 昭通 657602)

0 引言

我国铅锌矿产资源较为丰富，但贫矿多富矿少，单一矿少，复杂难处理伴生矿多[1-2]。随着长期的开采利用，资源紧缺问题逐渐凸显，易选铅锌矿石资源已消耗殆尽，矿石性质日趋贫细杂化，贫化矿产资源的高效回收利用显得尤为重要[3-5]。近年来，提高矿产资源回收利用率一直是国内外选矿工作者的重点研究方向，其中粗精矿再磨是提高目的矿物解离度及浮选指标、增加资源利用率的有效方式之一[6-8]。

本文针对云南某铅锌选矿厂存在的硫精矿中铅锌含量高、铅精矿中铅品位低的问题，提出采用铅硫混合粗精矿再磨工艺来提高浮选指标。该选厂采用的是“铅硫混选再分离—尾矿选锌”的浮选工艺流程，在实验室条件下，模拟现场生产流程，开展直接浮选和再磨点再磨后的浮选对比试验研究，确定再磨的合理工艺流程参数，以达到提高浮选指标的目的。

1 原矿分析及试验方案

1.1 原矿多元素分析

对原矿进行了化学多元素分析，结果见表1。

表1 原矿多元素分析结果 单位：%

由表1可知，原矿中主要的有价回收元素是铅、锌、硫，其质量分数分别为6.45%、17.30%、32.11%，是典型的高硫铅锌矿石，主要脉石为SiO2和CaO。

1.2 原矿的铅锌物相分析

对原矿进行了铅锌物相分析，结果表明，该矿为硫化铅锌矿，原矿中的铅和锌主要赋存于硫化物中。

1.3 试验方案

选厂试验流程为“铅硫混选再分离—尾矿选锌”，其中铅硫混选作业经过2粗2扫2精、混选精矿进入铅硫分离作业，采用抑硫浮铅工艺，经过1粗2精2扫得到铅精矿和硫精矿；尾矿进行选锌作业，经过2粗2扫得到锌精矿和尾矿。经探索，选择铅硫混合粗精矿为再磨点，通过再磨优化工艺流程，以实现提高浮选指标的目的。

试验矿样取自分级机溢流矿浆，铅硫混合粗精矿取自选厂铅硫粗选作业泡沫产品，试验用水为实验室自来水。在实验室条件下，以实际浮选指标为依据，结合单体解离度研究成果，确定合适的再磨细度，进行开路试验及闭路试验，并与原流程试验结果进行对比，论证再磨与不再磨的差异及必要性。

2 优化流程试验

2.1 铅硫粗精矿再磨试验

2.1.1 铅硫粗精矿单体解离度分析

选厂生产流程存在硫精矿铅锌含量高、铅精矿中铅的品位不高等问题，因矿物的单体解离度是影响浮选指标的重要因素[9]，且原矿中方铅矿和闪锌矿主要呈粗粒嵌布，少量呈细粒嵌布，推测原因可能是目的矿物未能充分单体解离[10]，故对铅硫混合粗精矿进行了单体解离度分析，结果见表2。

表2 铅硫混合粗精矿解离度测定结果

由表2可知，全样综合单体解离度为：闪锌矿75.04%、方铅矿76.98%、黄铁矿81.27%；各矿物单体解离度均不高，故考虑采用铅硫混合粗精矿再磨工艺提高目的矿物的单体解离度。

2.1.2 铅硫混合粗精矿再磨细度试验

对铅硫混合粗精矿进行再磨细度试验，试验流程见图1，结果见表3。

图1 再磨细度试验流程

表3 再磨细度试验结果 单位：%

由表3可知，随着铅硫混合粗精矿再磨细度的提高，铅精矿中铅品位和回收率总体呈先升后降的趋势，锌品位和回收率呈下降的趋势，而中矿1锌品位和回收率呈上升的趋势。由此得出：再磨后，部分连生体解离，脱锌效果更好。结合技术指标和生产成本综合考虑，再磨细度宜选择-325目质量分数占70%。

2.1.3 再磨后铅硫混合粗精矿单体解离度分析

铅硫混合粗精矿再磨细度试验确定选别的最佳再磨细度为-325目质量分数占70%，为了考查该再磨细度下磨矿产品各目的矿物的单体解离情况，对其进行了单体解离度分析，结果见表4。

表4 铅硫混合粗精矿再磨后解离度测定结果

由表4可知，全样综合单体解离度为：闪锌矿84.12%、方铅矿82.80%、黄铁矿88.09%。通过粗精矿再磨工艺，各目的矿物单体解离度均有提高，闪锌矿单体解离度提高了9.08个百分点，方铅矿单体解离度提高了5.82个百分点，黄铁矿单体解离度提高了6.82个百分点。结合最佳再磨细度试验结果，铅硫混合粗精矿再磨流程优化能有效提高浮选指标。

2.2 全流程开路优化试验

为了进一步对比流程优化前后的浮选指标，在最佳药剂制度下进行了全流程开路试验，试验流程见图2，结果见表5。

图2 全流程开路试验流程

表5 全流程开路试验结果 单位：%

由表5可知，不再磨开路试验获得Pb品位为62.99%的铅精矿、Zn品位为50.96%的锌精矿，其中需返回铅硫粗选Ⅱ的铅硫精选尾矿中矿8的Zn回收率为5.39%。经再磨开路试验，得到Pb品位为65.92%的铅精矿、Zn品位为51.26%的锌精矿，其中需返回铅硫粗选Ⅱ的铅硫精选尾矿中矿8的Zn回收率为8.30%。

试验发现，通过铅硫粗精矿再磨，有更多的闪锌矿进入了中矿8，可理解为解离后更多单体闪锌矿进入了中矿，经过中矿循环，提高了锌精矿中锌的回收率[13]；另外再磨后的硫精矿中铅、锌含量有所降低，铅精矿中的锌含量也有所降低，说明铅硫混合粗精矿再磨能有效提高浮选指标。

2.3 全流程闭路优化试验

在开路试验的基础上进行了全流程不再磨与再磨闭路试验，试验流程见图3，结果见表6。

图3 全流程闭路试验流程

表6 全流程闭路试验结果 单位：%

由表6可知，通过铅硫混合粗精矿再磨，铅精矿中铅品位提高2.05个百分点，回收率提高1.75个百分点，同时锌的品位下降，硫精矿中铅、锌品位有所降低；锌精矿中锌的回收率提高2.28个百分点。说明再磨工艺能有效提高该矿石的浮选指标。

3 结论

该铅锌矿含有有价元素铅、锌、硫，其品位高，为提高浮选指标，在原流程基础上进行了优化试验，得到以下主要结论：

a.单体解离度是影响浮选的关键因素，试验结果表明，铅硫混合粗精矿目的矿物单体解离不充分，经再磨提高了目的矿物的单体解离度，从而可以有效提高浮选指标。

b.铅硫混合粗精矿优化试验结果表明：再磨后的铅精矿中铅的品位和回收率升高，锌的品位和回收率降低；硫精矿中铅和锌的品位和回收率均降低；锌精矿中锌的品位升高、铅的品位下降，说明铅硫混合粗精矿再磨后可返回更多的锌，从而提高铅精矿、硫精矿和锌精矿的品质。

c.全流程优化试验结果表明：铅硫混合粗精矿再磨后，铅精矿中铅品位提高2.05个百分点，回收率提高1.75个百分点，锌品位下降；硫精矿中铅和锌品位均下降；锌精矿中锌的回收率提高了2.28个百分点。