某铅锌矿综合回收工艺技术

廖诗进，何玉良，岳国利，付少英

（1.河南省地质调查院，河南 郑州 450001;2.河南省金属矿产成矿地质过程与资源利用重点实验室,河南 郑州 450001）

铅、锌是与经济发展关系密切的全球性的战略矿产资源，在全球工业化进程中占有重要的地位[1]，它们广泛应用于电气、机械、军事、冶金、化学、轻工和医药等领域[2-3]。我国的铅锌矿资源丰富，探明资源储量大，综合利用价值大，但贫矿多，富矿少。铅锌矿床物质成分复杂，共伴生组分多，矿物种类复杂[4-9]，通常情况下其脉石矿物和有用矿物共生简单，但有用矿物之间的嵌布关系极复杂，其嵌布或浸染粒度很不均匀，由于大部分呈细粒浸染并伴生着多种有价成分，导致其可浮性有明显差别，从而使其在选矿工艺和药剂制度等方面存在不少差异[4]。在铅锌分离过程中，闪锌矿常受矿石中共生铜矿物中铜离子的活化使得铅锌难以分离，部分闪锌矿随铅浮选作业进入铅精矿影响铅精矿品质降低锌精矿回收率[10-12]。为了实现铅锌矿物有效分离、获得优异浮选指标，必须优化浮选工艺和改进药剂制度[10,12-16]。

西藏某铅锌矿金属矿物以硫化矿为主，兼含银特点，根据矿石性质特征，通过条件实验采用优先浮选方案对原矿中铅、锌、银和硫进行回收。从实验结果来看，铅粗精矿的铅回收率达到89.72%，锌回收率为20.10%；通过精选铅精矿铅品位可达60.52%，回收率达90.09%，锌精矿锌品位46.25%，回收率80.58%，硫精矿硫品位39.72%，回收率47.49%，效果良好。

1 矿石工艺矿物学研究

将原矿配矿至铅+锌品位5% ~ 7%（铅高锌低），破碎至-2 mm按比例进行掺和混匀得综合样，最终的综合样含铅2.72%，锌2.58%，硫5.45%，银95.78 g/t。

1.1 主要矿物组成

通过对原矿、选矿产品、选矿尾矿的镜下检测（表1），主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿，少量黄铜矿、黝铜矿、含银锌砷黝铜矿、辉铜矿、铜蓝、毒砂、白铁矿、辉银矿等。非金属矿物主要有石英、方解石、白云母、绢云母，少量绿泥石、粘土矿物等。

表1 原矿主要矿物组成及其相对含量Table 1 Main mineral composition and relative content of the raw ore

1.2 主要回收矿物的嵌布特征

矿石中主要有用组分矿物为方铅矿、闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿。方铅矿、闪锌矿、黄铁矿矿物颗粒粒径+0.08 mm 90%，磁黄铁矿嵌布粒度主要在0.32 ~ 0.01 mm之间（图1）。

图1 矿石主要矿物粒度分布Fig.1 Particle size distribution of main minerals

方铅矿，铅灰色，不规则粒状，粒径大小不一，以中粗粒为主，在矿石中呈他形-半自形粒状，大部分与黄铁矿及闪锌矿连生，有时沿黄铁矿晶体边缘及裂隙呈不规则脉状分布，与闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿有包裹和交代关系，在部分矿石中方铅矿呈条带状聚集，或呈不规则孤岛状残布于闪锌矿晶体及集合体中，总体上大部分产出与磁黄铁矿关系密切；闪锌矿嵌布粒度以中粗粒为主，绝大多数为他形晶粒状，多与黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、磁铁矿、赤铁矿接触嵌生；黄铁矿（磁黄铁矿）嵌布粒度相对较粗，但不均匀，含量2%~ 10%，局部可达50%以上，黄铁矿常与闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿等接触嵌生，也见独立嵌布于石英、方解石、磁铁矿、赤铁矿粒间。

各类有用矿物嵌布粒度见表2。

表2 矿石矿物嵌布粒度Table 2 Table of particle size distribution of ore minerals

2 选矿工艺研究

选矿工艺研究方案取决于矿石性质，矿物间的嵌布关系、赋存状态、可浮性差异，以及上浮矿物量的大小等[13],根据矿石的物质组成、粒度、嵌布特征等，选择合理的冶炼工艺会使产品的品位和回收率更加理想[17]。对于多金属硫化矿的浮选分离，国内外采用的浮选流程方案主要有：优先浮选、等可浮、混合浮选等[17-20]。

本次矿样中铅锌以中细粒嵌布为主，铅、锌、硫主要以方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及磁铁矿的形式存在，根据原矿的矿石性质特征，实验采用优先浮选方案。

2.1 铅浮选实验

2.1.1 磨矿细度实验

矿石磨碎至基本单体解离[20-22]，铅、锌有用矿物在浮选过程中才能有效分离富集回收，磨矿细度是影响矿物的解离程度和药剂用量的重要因素[4],而入选粒度对浮选回收率有较大影响[23]。本次试样可磨度测定实验在型号为XMQ-240 mm×90 mm的锥形球磨机中进行，试样粒度为-2.0 mm，每次磨矿量为600 g,磨矿浓度为65%（重量浓度）。固定了矿浆pH值、调整剂及捕收剂用量，进行粗选磨矿细度实验，结果表明：磨矿细度越细，铅粗精矿中铅回收率越高，其中锌含量呈缓慢下降趋势，而银的回收率增加速度不明显，在磨矿细度-74 μm 80%左右时（图2），铅粗精矿中铅、银的回收率达到较高值，再增大磨矿细度，铅粗精矿中铅、银的品位变化不大，其回收率增长也趋于平缓。

图2 磨矿细度条件实验Fig.2 Condition test of grinding fineness

2.1.2 捕收剂种类及用量实验

不同的捕收剂种类对浮选效果影响很大[4]，不同组合捕收剂种类实验，结果见图3，其结果表明：乙硫氮+ 2#油作为捕收剂时，粗精矿中铅的回收率最高，可达92.34%；乙硫氮与丁黄药作为浮铅捕收剂时，铅粗精矿中铅的回收率较高，同时锌的含量也较高；以25#黑药+丁铵黑药或乙丁黄药+ 2#油为组合捕收剂浮铅，粗精矿中铅的回收率较低，锌的含量也相对较低。

图3 捕收剂组合实验Fig.3 collector agent combination test

乙硫氮对方铅矿、黄铜矿的捕收能力强，浮选速度较快，考虑乙硫氮较强的捕收性，同时要尽量降低铅粗精矿中锌含量，最终确定乙硫氮+丁铵黑药组合为浮铅捕收剂。由乙硫氮用量实验结果可知（图4），捕收剂乙硫氮用量在20 g/t时，铅产品回收率可达90%。

图4 乙硫氮用量实验Fig.4 Ethel thio carbamate dosage test

2.1.3 调整剂种类及用量实验

否则的话，如果认为著作权也如同物权一样，除了赋予著作权人禁止及许可他人以法律规定的方式利用其作品外，还赋予了著作权人以法律规定的方式利用自己作品的自由，那将得出一些荒谬的结论。作者对自己作品的利用，本来就是每个公民的自由，无须法律授权。著作权法中未规定的权利，是著作权人所不能控制的，公众合理利用作品的自由。而保护著作权人自己使用作品的自由不被侵害，根本不是著作权法所要解决的问题。

二氧化硫、亚硫酸及其盐类、石灰、硫酸锌或与其他药剂配合可以抑制方铅矿的浮选。硫化钠对方铅矿的可浮性很敏感，适当添加硫化钠有利于铅矿物的上浮，过量硫离子的存在可抑制方铅矿的浮选[24]，硫化钠可以沉淀矿浆中解离出的铜离子，减弱其对锌矿物的活化作用。通过不同调整剂种类组合实验（图5），发现适量石灰+硫化钠硫酸锌可有效抑制锌、硫上浮，提高铅精矿品位。

图5 铅粗精矿抑制剂组合实验Fig.5 Test of depressant combination for lead coarse concentrate

通过调整硫化钠及硫酸锌用量（表3）可以发现，当硫化钠用量在150 ~ 300 g/t范围时锌矿物的上浮量较少，随着硫化钠用量的增加，粗精矿中铅品位、回收率变化不显著，硫化钠用量在200 g/t左右较为合适；硫酸锌以1200 g/t用量比较合适，再增大其用量，铅粗精矿中锌含量亦无明显降低。

表3 硫化钠及硫酸锌用量实验Table 3 Aodium sulfide and zinc sulfate dosage test

2.2.4 时间实验

确定较佳浮选药剂种类及用量等条件后，进行浮选时间的实验。由实验可知（图6），经过前3 min浮选，铅金属大部分被回收（表5），回收率达81.06%，锌回收率为15.49%。时间经过4.5 min以后，铅粗精矿中的铅锌回收率分别达到89.72%、20.10%。

图6 浮选时间实验Fig.6 Flotation time test

2.2 锌浮选实验

硫酸铜是锌矿物最常最有效的的活化剂[19,25-26]，石灰是（磁）黄铁矿最经典的抑制剂，主要用来调整矿浆的pH值[10]，石灰来源广，价格便宜。对铅的浮选尾矿以石灰作为（磁）黄铁矿的抑制剂及pH值调整剂，硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂浮选回收锌。

表4 铅粗选浮选时间实验结果/%Table 4 Test results of flotation time of lead coarse concentrate

由实验结果（表5）可知：硫酸铜用量大于150 g/t时，锌粗精矿中锌的回收率达95%以上；丁黄药用量在30 g/t时，锌回收率及经济效益较大。

表5 锌粗选调整剂用量实验Table 5 Test for the dosage of zinc roughing regulator

2.3 硫浮选实验

图7 硫粗选实验结果Fig.7 Test results of sulfur coarse separation

2.4 闭路全流程实验

在条件实验的基础上，进行了实验室全流程闭路实验（图8）。由于进行闭路实验时中矿返回对锌的浮选影响较大，导致闪锌矿难以浮尽，锌的粗选在闭路实验中有较多量的硫酸铜，丁黄药在锌精选过程中也适当进行了补加。

图8 优先浮选工艺流程Fig.8 Technological process of preferential flotation

全流程闭路实验结果表明（表6），矿石采用该浮选工艺流程进行闭路实验可获得铅精矿铅品位为60.52%（回收率90.09%），浮选锌精矿通过磁选后可获得锌品位为46.25%（回收率80.58%）的锌精矿（即磁选尾矿），浮选锌尾矿回收硫可获得含硫品位为39.72%（回收率47.49%）的硫精矿。

表6 全流程闭路实验精矿产品Table 6 Concentrate products of the whole process closed-circuit test

从图9可以看出：铅锌硫精矿均达到较高回收率，尾矿中铅锌银含量均较低，采用铅中矿顺序返回-锌全浮选-锌精矿磁选工艺可获得较好的铅、锌、硫等精矿指标，实验较好解决了铅锌分离的问题。

图9 铅中矿顺序返回作业产品回收率Fig.9 product recovery rate of sequential return operation in lead middlings

3 结 语

（1）矿石中铅、锌的品位分别为2.72%和2.58%，硫5.45%，银95.78×10-6，闪锌矿中普遍包含磁黄铁矿的离溶物，闪锌矿方铅矿之间的接触嵌生关系复杂，嵌布粒度多在适宜于浮选的0.04 mm。

（2）以乙硫氮+丁铵黑药为捕收剂，适量石灰+硫化钠硫酸锌为调整剂，磨矿细度-74 μm在80%左右，浮选时间达4.5 min，可获得较为满意的铅产品作业回收率；石灰作为抑制剂，硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂对铅尾矿进行磁浮选，取得比较满意的锌金属回收率；硫产品以锌精尾矿浮选，采用硫酸为活化剂，丁黄药为捕收剂，获得较好效果。

（3）矿样为复杂难选类型，根据原矿矿石性质特性，实验采用优先浮选工艺流程对原矿中铅、锌、银和硫进行回收，获得了较好的铅、锌、硫精矿产品指标：铅精矿Pb回收率90.09%，锌精矿Zn回收率80.58%，Ag回收率5.34%；硫精矿S回收率47.49%。