兰坪某难选氧化铅锌矿浮选试验研究

宁发添

兰坪某难选氧化铅锌矿浮选试验研究

宁发添

（广西现代职业技术学院，广西 河池 547000）

针对兰坪某氧化铅锌矿石含泥量高、氧化率高、易泥化等特点，进行了选矿试验研究，试验采用水玻璃与G-1组合为矿泥分散与抑制剂、硫化钠为铅浮选硫化剂及锌浮选pH调整剂、CF-35A与丁基黄药组合为氧化铅物捕收剂、N-4为氧化锌矿物捕收剂，可实现氧化铅锌矿全泥浮选，工艺简单，分选指标较好。闭路试验指标为：铅精矿品位为45.23%，铅回收率为80.27%；锌精矿品位为32.32%，锌回收率为85.06%。

氧化铅锌矿；全泥浮选；矿泥；组合药剂；回收率

引言

目前国内外氧化铅锌矿选矿实践，主要是采用浮选法，即氧化铅矿物采用硫化-硫化矿捕收剂法，而氧化锌矿物则主要采用硫化-胺类捕收剂法。氧化铅锌矿的浮选难易程度与氧化铅锌矿的组成、结构、构造以及矿石氧化泥化程度的不同，差别很大，特别是深度氧化的铅锌矿石的浮选可借鉴的资料较少，这是分选氧化铅锌矿的一个难题[1]。

本文针对云南兰坪某矿区的氧化程度高易泥化的低品位铅锌矿石进行浮选研究。试验针对矿石中易浮矿泥的抑制，铅锌精矿质量不高，不脱泥，以强化对矿浆的分散和脉石的抑制及新药剂应用等难点进行了祥细探索性研究，提出了用水玻璃与G-1组合强化矿泥的分散与脉石的抑制，硫化钠为氧化铅矿物的硫化剂和氧气锌矿物碱性调整剂，采用CF-35A与丁基黄药组合及新药剂N-4强化铅矿物和锌矿物的捕收作用，有效提高铅锌矿物的回收和精矿品位。

1 矿石性质

云南兰坪某铅锌矿目前开采的是上部氧化带的低品位氧化铅锌矿石，试样采于露天堆放的矿石。矿石由于遭受各种因素的强烈风化氧化，造成矿石的结构、组成的复杂性以及含水含泥量大，矿石呈疏松状、土状，矿物性脆星泥化。矿石中铅矿物主要有白铅矿、方铅矿、铅矾、磷氯铅矿、铅硬锰矿等；锌矿物主要有菱锌矿、异极矿、闪锌矿、水锌矿及黑锌锰矿等；铁矿物主要有褐铁矿、黄铁矿和磁铁矿；脉石矿物以方解石、石英为主，白云石、高岭土次之；铅矿物与铁矿物关系密切，而锌矿物则主要分布于褐铁矿、方解石、石英等裂缝之间，铅锌矿物属中、细不等粒嵌布，矿石易碎易磨。矿石风化氧化严重，含泥较多，铅氧化率为77.86%，锌氧化率为89.69%。原矿多无素分析结果如表1所示，铅、锌物相分析结果如表2、表3所示。

表1 原矿化学多元素分析结果（%）

成分PbZnFeCuSSiO2Al2O3CaOMgOAg（g/t） 含量2.626.118.430.022.3637.289.838.792.8522.5

表2 铅物相分析结果（%）

矿物名称方铅矿白铅矿硫酸铅其它铅矿物总铅铅氧化率 含 量0.581.030.890.122.62- 分布率22..1439.3133.974.58100.0077.86

表3 锌物相分析结果（%）

矿物名称硫化锌碳酸锌硅酸锌其它锌矿物总锌锌氧化率 含 量0.633.981.290.216.11- 分布率10.3165.1421.113.44100.0089.69

2 试验研究

矿石用实验室小型破碎机进行破碎筛分，破碎至-2 mm级别作为试验原矿样品，原矿样-200目含量为30.75%，该矿石为易碎易磨矿石，极易泥化。目前氧化铅锌矿浮选，铅主要采用硫化钠硫化—硫化矿捕收剂法，锌则主要采用硫化钠调浆—脂肪胺法[2]。根据矿石性质和前期的探索性试验结果，主要进行磨矿细度试验、矿泥分散和抑制剂用量试验、硫化钠用量及硫化时的试验、浮铅和浮锌捕收剂用量试验、开路浮选试验，最后选择最佳条件进行闭路浮选试验。

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度是影响浮选指标的重要因素之一，磨矿既要达到有用矿物与脉石矿物单体解离和小于浮选粒度上限，同时还要避免矿石过粉与泥化。氧化铅锌矿是一个易泥化的矿石，同时矿泥对氧化铅锌矿浮选的影响很大，有些氧化矿石因矿泥过高而无法有效回收利用。适宜的磨矿粒度是获得较好的经济技术指标的关键。试验条件（药剂单位 g/t，下同）：磨矿细度-200目变量，铅粗选：水玻璃+G-1为500+300、硫化钠3500、丁黄药150、CF-35A90；铅扫选：丁黄药75、CF-35A45；锌粗选：水玻璃+G-1为900+600、硫化钠5000、N-4为250；锌扫选：硫化钠1000、N-4为150。试验流程：铅浮选和锌浮选均为一次粗选和一次扫选的流程，粗扫选泡沫合并为精矿。磨矿细度试验结果见表4。

表4 磨矿细度试验结果（%）

磨矿时间磨矿细度-200目/%产品名称产率品位回收率 PbZnPbZn 2.067.12铅精矿8.1024.936.7877.078.99 锌精矿22.741.6421.3514.2379.46 2.571.75铅精矿8.4424.686.3479.508.76 锌精矿23.591.3521.2212.1681.93 3.075.36铅精矿8.7524.315.8581.228.38 锌精矿24.131.1721.1610.7883.57 3.578.41铅精矿8.9623.745.9181.198.67 锌精矿25.021.1220.3710.7083.41

表4结果表明，随着磨矿细度的提高，铅、锌回收率随之增加，而精矿品位则有所下降，但变化不大，当磨矿3分钟细度达到-200目75.36%时，回收率达到最大值，此后回收率有所下降，由此确定磨矿细度以-200目75.36%为宜。

2.2 矿泥分散与抑制剂用量试验

氧化铅锌矿浮选，矿泥的影响是很大的，特别是氧化锌矿采用胺类浮选时尤为突出。在探索性试验时，进行了脱泥试验，金属在矿泥中损失较大，且增加了脱泥工艺，因此试验采用全泥工艺。试验矿样不但含泥较高，而且含有部分易浮的微细脉石，使精矿极易夹杂，是影响精矿质量的重要因素，因此氧化铅锌矿浮选如何减少矿泥的干扰是实现有效分选的关键。目前常用的矿泥分散和抑制剂有水玻璃、偏磷酸盐、碳酸钠等无机盐和纤维素、淀粉、腐植酸钠等有机物〔2〕。在探索性试验时发现采用水玻璃与G-1（有机物）组合能较好的分散并抑制矿泥[3]。试验条件除水玻璃+G-1为变量外其它与磨矿细度试验的条件相同，试验流程浮铅和浮锌均为一次粗选一次扫选，粗扫选泡沫合并为精矿，试验结果见表5。

表5 水玻璃和G-1用量试验结果（%）

水玻璃+G-1（g/t）产品名称产率品位回收率 PbZnPbZn 浮铅300+100铅精矿9.6320.577.2875.6111.47 浮锌500+200锌精矿23.881.4618.7113.3173.13 浮铅400+200铅精矿9.2222.376.7878.7210.23 浮锌700+400锌精矿24.871.2819.6212.1579.86 浮铅500+300铅精矿8.7524.315.8581.228.38 浮锌900+600锌精矿24.131.1721.1610.7883.57 浮铅600+400铅精矿8..6324.665.7781.238.15 浮锌1100+800锌精矿24.021.2121.3511.0983.93

表5结果表明，随着水玻璃+G-1用量的增加，精矿品位随之增加，回收率从快速增加到缓慢降低，综合考虑精矿品位和回收率，水玻璃+G-1的用量：浮铅作业的用量500+300及浮锌作业的用量900+600为较好。

2.3 铅浮选硫化钠用量试验

硫化钠在氧化铅矿浮选中既是硫化剂，能使氧化铅矿物表面硫化成硫化铅薄膜而得到活化，同时硫化钠也是硫化矿的抑制剂，过少了硫化不足，过多了则已经硫化好了的铅矿物被抑制[4]；而在氧化锌矿采用阳离子胺类浮选体系中，硫化钠则作为介质调整剂，调整pH值为10～11，过量的硫化钠不会抑制氧化锌矿物。因此，试验只考察硫化钠的用量在铅浮选中的影响。在水玻璃+G-1的用量为600+300、CF-35A+丁黄药的用量为90+150的条件下，进行硫化钠用量试验。试验流程：铅浮选为一次粗选一次扫选，粗扫选泡沫合并为铅精矿，试验结果见表6。

表6 硫化钠用量试验结果（%）

Na2S/g/t产品名称铅品位铅回收率 2500铅精矿23.8976.17 3000铅精矿24.0679.23 3500铅精矿24.3181.22 4000铅精矿24.1580.68

试验结果表明，随着铅浮选硫化钠用量的增加，铅精矿品位和回收率不断提高，当硫化钠用量为3500时达到最大值，此后有所下降，因此铅浮选硫化钠用量以3500为好。

2.4 铅捕收剂用量试验

硫化法浮选氧化铅矿，常规捕收剂有黄药类和黑药类，近几年来，相关单位开发了一些新型药剂如CF-35A、CF-4等。经过探索性对比试验，发现常规药剂与新型药剂组合使用更好地发挥协同效应，并能降低药剂成本。经过试验，CF-35A与丁基黄药的组合优于其它药剂组合[3]。本次试验考察CF-35A与丁基黄药的组合药量对铅浮选的影响。固定条件：水玻璃+G-1的用量为600+300、硫化钠的用量为3500。试验流程：铅浮选为一次粗选一次扫选，粗扫选泡沫合并为铅精矿，试验结果见表7。

表7 铅捕收剂用量试验结果（%）

CF-35A+丁黄产品名称铅品位铅回收率 30+250铅精矿24.1476.42 60+200铅精矿24.4279.38 90+150铅精矿24.3181.22 120+100铅精矿24.2280.87

表7结果表明，随着捕收剂用量的增加，铅精矿质量变化不明显，但铅回收率则快速提高，当CF-35A+丁基黄药的用量为90+150时达到峰值，因此CF-35A+丁基黄药的用量以90+150为好。

2.5 锌捕收剂用量试验

氧化锌矿浮选一般用硫化钠调整矿浆pH11左右，混合脂肪胺作为捕收剂。本次试验考察捕收剂N-4（多种脂肪胺盐混合物）的用量对锌浮选的影响。试验条件除N-4为变量外其它与磨矿细度试验相同，试验流程浮铅和浮锌均为一次粗选一次扫选，粗扫选泡沫合并为粗精矿，试验结果见表8。

表8 N-4用量试验结果（%）

N-4（g/t）产品名称产率品位回收率 PbZnPbZn 200铅精矿 8.8224.225.7781.538.33 锌精矿20.651.3522.1210.6474.76 300铅精矿8.7324.435.8881.408.40 锌精矿22.351.2821.8610.9279.96 400铅精矿8.7524.315.8581.228.38 锌精矿24.131.1721.1610.7883.57 500铅精矿8.7724.255.8181.178.34 锌精矿24.591.1820.7911.0783.68

从表8结果可知，随着N-4用量的增加锌回收率迅速增加，而精矿质量略有下降，综合考虑锌的回收率和精矿质量，锌捕收剂N-4的用量以400为较好。

2.6 开路浮选流程试验

根据条件试验所确定的药剂制度进行实验室小型开路浮选试验，以考察精矿的质量和中矿分布情况。试验流程：铅浮选和锌浮均为一次粗选两次扫选两次精选，两次精选尾矿合并为中矿1，两次扫选泡沫合并为中矿2，试验结果见表9。

表9结果表明，铅精矿可达到45%以上，锌精矿可达到30%以上，精选效果较为明显，中矿分布也较为合理，铅锌分选指标较好。

表9 开路浮选流程试验结果（%）

产品名称产率品位回收率 PbZnPbZn 铅精矿 3.4646.974.6862.032.65 铅中矿12.7811.915.9412.642.70 铅中矿23.036.106.437.053.19 锌精矿10.621.3335.565.3961.81 锌中矿16.311.0510.452.5310.79 锌中矿27.281.179.523.2511.34 尾矿66.520.280.697.117.51 给矿1002.626.11100100

2.7 闭路浮选流程试验

实验室开路浮选中，中矿含矿泥往往都会比较高，尤其是氧化风化严重的氧化铅锌矿，中矿的性质更为复杂，影响更为明显。在开路流程试验的基础上，进行实验室小型闭路浮选试验，以考察中矿返回对浮选指标的影响。试验流程：铅浮选和锌浮均为一次粗选和两次扫选及两次精选，中矿循序返回前一作业，试验结果见表10。由表10可知，试验所确定的工艺条件能较好地回收矿石中氧化铅锌矿物，取得了较好的分选指标。

表10 闭路浮选流程试验结果（%）

产品名称产率铅品位铅回收率 PbZnPbZn 铅精矿4.6545.235.8380.274.43 锌精矿16.081.3932.328.5385.06 尾矿79.270.370.8111.2010.51 给矿1002.626.11100100

3 结论

（1）该矿为低品位氧化铅锌矿石，氧化风化程度高，含泥较高，易化泥化，性质复杂，是一种较难选的矿石。

（2）磨矿上采取粗磨，减少次生矿泥的产生；药剂上采用水玻璃与G-1组合强化矿泥分散与抑制，可实现含泥量高复杂的氧化铅锌矿全泥浮选，工艺简单，技术经济指标较好。

（3）采用硫化钠为铅硫化剂和锌浮选pH调整剂、水玻璃与G-1组合为矿泥分散与抑制剂、CF-35A与丁基黄药组合为氧化铅物捕收剂、N-4为氧化锌矿物捕收剂，闭路浮选指标为：铅精矿含铅45.23%、含锌5.83%；锌精矿含铅1.39%、含锌32.32%，铅、锌的回收率分别为80.27%、85.06%。分选指标较好，可为此类氧化铅锌矿开发利用提供途径。

[1] 石道民，杨敖. 氧化铅锌矿的浮选[M]. 昆明: 云南科技出版社，1996.

[2] 王资. 浮游选矿技术[M]. 北京：冶金工业出版社，2007.

[3] 张闿. 浮选药剂的组合使用[M]. 北京: 冶金工业出版社，1994.

[4] 李来顺.云南某氧化锌矿选矿试验研究[J]. 矿冶工程，2013(6): 69-73.

Experimental Study on Flotation of a Refractory Lead-Zinc Oxide Ore in Lanping

According to the characteristics of a lead-zinc oxide ore in Lanping, such as high slime content, high oxidation rate and easy sliming, the mineral processing experiment was carried out. The experiment adopted the combination of sodium silicate and G-1 as slime dispersion and inhibitor, sodium sulfide as the lead flotation vulcanizing agent and zinc flotation pH regulator, CF-35A and butyl xanthate as lead oxide collector, and N-4 as zinc oxide mineral collector, which can realize the whole slime flotation of lead-zinc oxide ore. The process is simple and the separation index is good. The closed-circuit test indicators are: the grade of lead concentrate is 45.23%, and the lead recovery rate is 80.27%; the grade of zinc concentrate is 32.32%, and the zinc recovery rate is 85.06%.

lead-zinc oxide ore; full slime flotation; slime; combined agents; rate of recovery

TD9

A

1008-1151(2022)09-0060-03

2022-06-17

宁发添（1964－），男，广西玉林人，广西现代职业技术学院副教授，从事选矿工艺研究和教学工作。