国外某难选铅锌矿石的分选试验研究

胡 婷，王 晓

（1昆明工业职业技术学院，云南 昆明650302；2昆明学院，云南 昆明650217）

我国铅锌资源比较丰富，在已探明的储量中，低品位铅锌矿石偏多，占一半左右，中等品位占31.1%，富矿占27.7%[1，2]。矿石类型复杂，共伴生组分多，铅锌多伴生于铜、锡、铁、锰、硫及银金矿中，在已知的铅锌矿石的总储量中，铅锌氧化矿占有相当的比重[3-5]。由于硫化铅锌矿的不断开发和进一步的枯竭，铅锌生产已不能满足需要，此时综合利用氧化铅锌矿石，提高选矿指标，增进经济效益，越来越引起人们的重视。本文将对某难选铅锌矿石进行分选试验研究。

1 矿石性质

试验样品取自国外某矿区，矿石主要呈浅灰色、灰黑色及深灰色，对原矿进行多元素分析，具体结果见表1。

表1 原矿石多元素分析 /%

从表中的分析结果可知，矿石中有价元素主要是铅、锌；为进一步了解可回收的铅锌赋存矿物，赋存含量，对矿石进行了铅和锌的物相分析，物相分析结果见表2和表3。

表2 铅物相分析结果 /%

表3 锌物相分析结果 /%

通过物相分析表明，该矿石为氧硫混合型铅锌矿石，氧化率随元素的不同变化较大，铅的氧化率在50%左右，而锌矿物主要是硫化锌矿，氧化率为10%左右，该矿石属于复杂难处理多金属矿石。

通过对原矿的工艺矿物学研究，矿石中铅主要是以方铅矿的形式产出，部分方铅矿蚀变成铅矾，极少量的方铅矿蚀变呈白铅矿。锌主要是以闪锌矿的形式产出，另有极少量的异极矿。方铅矿和闪锌矿大部份粒度较大，方铅矿大部分粒度在0.03-0.2mm左右，闪锌矿的粒度大部分在0.03-0.15mm左右。但有部份粒度在0.01mm以下，常被其它矿物包裹或方铅矿和闪锌矿互相包裹，造成选矿过程中铅锌分离困难，造成在选矿过程中铅和锌要达到很高的回收率较困难。同时也会造成铅、锌精矿中互含较高，会损失较多的回收率。

2 选矿工艺流程试验研究

针对铅、锌氧硫混合矿石的性质，本试验采用优先浮选方案，分别进行铅、锌硫化矿、铅氧化矿的分步回收，先采用抑锌浮硫化铅的流程，而后活化回收闪锌矿，最后硫化浮选回收氧化铅矿物，整个方案最终获得到三个合格产品，硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅精矿。

2.1 硫化矿探索试验

2.1.1 磨矿细度条件试验

磨矿细度条件试验通过控制磨矿时间来确定合适的磨矿细度。试验中采用乙硫氮作为方铅矿的捕收剂，硫酸锌+亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂，硫酸铜作为闪锌矿的活化剂，丁黄药作为其捕收剂，使用碳酸钠作为pH值得调整剂。试验初始流程及药剂制度见图1，由试验结果绘制图2。

图1 条件试验初始流程和药剂制度

从图2试验结果可以看出，在一次粗选的条件下，硫化铅的回收率达到40%以上甚至50%，方铅矿已基本被捕收完全，锌的总回收率也达到了可观的效果。随着磨矿细度的增加，铅锌的回收率都呈现逐步增加的趋势，而铅锌互含情况变化不大，说明在该磨矿细度范围内，磨矿细度对闪锌矿与方铅矿的分离影响较小。综合指标因素和磨矿成本，初步确定部分混合浮选的磨矿细度为-200目91.6%。

图2 磨矿细度试验结果

2.1.2 锌组合抑制剂用量试验

在确定磨矿细度后，进行组合抑制剂用量的试验，抑制剂的用量是铅锌能够有效分离的关键，根据经验，在确定亚硫酸钠与硫酸锌配比为1：2的条件下，进行硫酸锌和亚硫酸钠的用量试验，试验流程采用如图3的粗选流程。试验结果见表4。

表4 抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量试验结果

图3 组合抑制剂用量试验流程图

由表5可以看出，随着药剂用量的增加，铅精矿中锌的品位越来越低，当硫酸钠用量1500g/t，硫酸锌用量3000g/t时，铅精矿的品位和回收率都较高，且其中铅精矿含锌品位为8.67%。再增加抑制剂用量，虽然铅精矿中锌的品位略有下降，但是铅的回收率也受到影响。因此，综合指标元素，初步确定部分混合浮选抑制剂用量为亚硫酸钠1500g/t，硫酸锌3000g/t。

表5 捕收剂种类对比试验结果

2.1.3 铅浮选捕收剂对比试验

捕收剂的选择在铅锌分离中非常重要，必须挑选选择性强的捕收剂进行试验，才有可能达到铅锌的有效分离，并尽可能降低浮选药剂用量和选矿成本。试验中采用乙黄、丁黄、Z-200、乙硫氮四种捕收剂进行对比研究。试验流程图见图3，试验结果见表5。

从表5数据看出，在其它药剂制度相同的条件下，使用乙硫氮时，粗选铅精矿中锌的回收率仅为21.59%，且铅精矿品位达17.24%，回收率为40.24%，即可以看出乙硫氮的选择性最好。因此确定使用选择性较好的乙硫氮作为方铅矿的捕收剂。乙硫氮作为方铅矿的选择性捕收剂，其用量多少关系着铅锌的有效分离，在前面确定的药剂制度不变的情况下进行乙硫氮用量条件试验，得到乙硫氮用量为80g/t时回收效果最好，得到铅精矿中铅品位20.31%，铅的回收率为43.51%。

2.1.4 锌浮选活化剂用量试验

在确定前面的最佳药剂制度后，进行锌浮选活化剂用量试验，硫酸铜是闪锌矿浮选最常见和最主要的活化剂。试验流程图如图4所示，由用量试验结果绘制图5。

图4 硫酸铜用量试验流程图

图5 硫酸铜用量试验结果图

在硫酸铜用量为800g/t时，锌精矿中锌的品位达到13.74%，回收率达到53.20%，铅精矿中锌的品位为12.74%，回收率为36.03%，故此时硫酸铜的添加使得锌的总回收率超过95%，而物相分析得出的硫化锌含量为90%，说明闪锌矿已经全部回收。在后期试验铅精选时要加强对锌的抑制，达到铅锌分离的目的。

2.1.5 锌浮选捕收剂用量试验

锌的浮选试验采用捕收能力较强的丁基黄药，在其它药剂用量不变的情况下，仅改变丁基黄药的用量，进行捕收剂用量条件试验。试验流程图如图4所示。试验结果见表6。

表6 锌粗选捕收剂用量条件试验

试验结果表明，在丁黄药用量为120g/t时对锌的回收效果最佳，此时，锌精矿中锌的品位为13.85%，回收率为53.84%，硫化锌矿已捕收完全。

2.2 氧化铅选矿试验

原矿中铅的氧化率接近50%，主要以铅矾、白铅矿和铅铁矾的形式存在，故应该在用硫化浮选法对这部分氧化铅矿石进行捕收。硫化浮选法是回收氧化铅的一种重要方法并被广泛采用。该探索试验是硫化矿浮选的后续作业，只考虑对氧化铅的回收。因此，先对原矿中方铅矿和闪锌矿进行浮选回收，即采用混合浮选法回收方铅矿和闪锌矿，然后再考虑氧化铅的回收方案。

2.2.1 硫化钠用量条件试验

在氧化铅硫化浮选中，硫化钠的用量至关重要，硫化钠既是氧化铅矿物的有效活化剂又是硫化铅矿物或是被硫化好的氧化铅矿物的抑制剂，因此，对于硫化钠的用量，生产上有着严格的控制。后续试验只考察氧化铅这部分矿石的选别，此时氧化铅前面部分假设闪锌矿都捕收完全，其试验流程和药剂制度如图6，由试验结果绘制图7。

图6 氧化铅选别试验流程

图7 硫化钠用量试验结果图

硫化钠的用量对氧化铅矿的回收影响明显，当硫化钠用量为3000g/t时，回收指标最好，此时氧化铅精矿中铅的品位为11.83%，铅回收率为31.98%。

2.2.2 氧化铅浮选捕收剂用量试验

在硫化法浮选铅矿物过程中，黄药是常用的捕收药剂，该试验采用捕收能力较强的丁黄药进行试验，在其它药剂制度不变，硫化钠取3000g/t的条件下，仅改变黄药用量，进行丁黄药的药剂用量条件试验。由试验结果绘制图8。

图8 丁基黄药用量试验结果图

当丁基黄药用量为80g/t时选别指标最好，故确定捕收剂丁基黄药的捕收剂用量为80g/t。

3 闭路试验

闭路试验流程及药剂制度如图9，以考察中矿返回对选别的影响。试验结果见表7。

表7 浮选闭路流程试验结果

图9 浮选闭路流程

4 结论

1.矿样属于铅、锌氧硫混合矿。原矿铅品位为3.97%，氧化率约为47.61%，锌品位为3.37%，氧化率为10.04%，铅锌的共生关系复杂，泥化比较严重，造成分离难度较大。

2.原矿中铅的氧化率较高，主要以铅矾、白铅矿为主，采用硫化浮选法对氧化铅进行回收，回收指标较好，得到品位50.37%，回收率45.64% 的氧化铅精矿。

3.根据矿石性质制定试验方案，确定的选别流程为硫化矿优先浮选（抑锌浮铅）—硫化锌浮选—氧化铅矿硫化浮选，最终获得三个合格精矿产品，铅品位45.32%，回收率为44.86%的硫化铅精矿；铅品位50.37%，回收率为45.64%的氧化铅精矿，铅综合回收率90.5%；锌品位50.19%，回收率为81.23%的锌精矿。