西南某低品位硫化铅锌矿选矿试验研究

汤优优 陈 雄 1

（1.广东省科学院资源综合利用研究所，广东广州510650；2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东广州510650；3.广东省矿产资源开发和综合利用重点实验室，广东广州510650）

铅锌作为国民经济建设中的重要有色金属，在诸多领域广泛应用。铅是最软的重金属，可制成铅蓄电池、颜料、油漆和光学仪器、原子能工业及X射线仪器设备的防护材料等。锌在有色金属的消费中仅次于铜和铝，广泛用于钢材和钢结构件表面防腐蚀的镀层，合金制造以及化工行业等。

随着中国铅锌工业的高速发展和铅锌冶炼产能的扩张，国内外对低品位铅锌矿资源的开发利用越来越重视。低品位铅锌矿石的开发利用以浮选法为主，但生产过程中的磨矿成本、药剂成本、浮选指标直接决定企业的盈亏。因此，如何提高铅锌矿石分选效率、降低生产成本对于低品位铅锌矿石开发利用显得尤为重要［1-3］。

本研究针对西南某低品位硫化铅锌矿石进行了工艺矿物学研究，查明影响铅锌选矿指标的矿物学因素；通过重液浮沉试验判定矿石预选抛尾的可行性，并进行了详细的浮选回收试验研究。根据重液浮沉试验和浮选试验结果，提出了重介质预选富集—浮选分离联合工艺流程，为同类型低品位铅锌矿石资源高效开发利用提供借鉴。

1 原矿性质

1.1 化学多元素分析

表1为原矿化学多元素分析结果。

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

由表1可知，原矿中具有回收价值的金属元素为铅和锌，品位分别为2.99%和1.57%；原矿中银的品位为10.80 g/t，可随同铅锌浮选精矿伴生回收；原矿中杂质成分主要为SiO2和Al2O3，含量分别为64.57%和7.17%，有害元素砷的含量为0.18%，其存在会影响浮选精矿的品质。

1.2 铅、锌物相分析

对原矿进行了铅、锌物相分析，结果分别见表2和表3。

由表2和表3可知，原矿中铅主要以硫化铅形式存在，分布率为94.31%；锌主要以硫化锌形式存在，分布率为92.36%，该矿石属于典型的硫化铅锌矿。

1.3 主要矿物及其含量

通过镜下观察、人工重砂分析及X-射线衍射分析，得到原矿中主要矿物及其含量，结果见表4。

由表4可知，原矿中有硫化物、碳酸盐、氧化物、硅酸盐、磷酸盐5类矿物存在，主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿，含量分别为3.45%、2.34%和5.16%；脉石矿物主要为方解石、石英、绢云母等。

1.4 主要矿物的嵌布特征

原矿中方铅矿呈自形-半自形，多包裹闪锌矿，与闪锌矿关系密切（图1（a））；闪锌矿与黄铁矿、方铅矿、毒砂混杂分布（图1（b））；细粒黄铁矿稠密浸染于透明矿物颗粒之间（图1（c））；毒砂多与黄铁矿混杂分布，部分毒砂呈稀疏-稠密浸染状分布在透明矿物颗粒之间（图1（d））。

矿物嵌布特征结果表明，方铅矿、闪锌矿、黄铁矿以及毒砂矿物间混杂分布，呈现出集合体嵌布趋势，其中方铅矿多包裹闪锌矿，紧密共生。因此，铅锌矿物浮选分离难度较大，需通过合理的磨矿细度，减少铅、锌精矿中的铅、锌互含。

2 结果与讨论

2.1 重液浮沉试验

由原矿工艺矿物学分析结果可知，方铅矿、闪锌矿、黄铁矿呈现出集合体嵌布趋势，在中碎后有大量单体脉石产出，具备预选抛尾的先决条件。通过预选抛尾不仅能提高入选品位、减少入磨量、降低选矿成本，还可以缓解低品位矿产资源开发利用普遍面临的大量尾矿堆存的环境问题［4-6］。

为考察该矿石重介质预选抛尾的可能性，将原矿闭路碎矿至-12 mm，筛除-1 mm细粒级部分，粗粒级部分分成12～5 mm粒级和5～1 mm两种粒级产品（称为产品1和产品2），采用三溴甲烷与无水乙醇配制成密度为 2.6 kg/m3、2.7 kg/m3、2.8 kg/m3的 3 种重液，将两种粒级产品依次通过上述3种密度的重液进行重液浮沉试验，根据矿石密度与重液密度差异，分离得到不同密度区间的产品。具体试验流程见图2，试验结果见表5。

由表5可知，当重液密度为2.7 kg/m3时，得到密度小于2.7 kg/m3的轻产品相对原矿产率为45.20%，铅品位为0.29%、相对原矿铅损失率为4.48%，锌品位为0.23%、相对原矿锌损失率为6.62%；得到密度大于2.7 kg/m3的重产品铅品位10.48%、锌品位5.37%，相对原矿品位富集近3倍。研究结果表明该低品位铅锌矿具备预选抛尾条件，可采用重介质选矿技术进行预选抛尾。

2.2 浮选试验

本试验针对原矿进行了详细的浮选试验研究，了解矿石中铅、锌矿物浮选分离难易程度以及铅锌回收指标情况。

2.2.1 试验方案制定

由于方铅矿的天然可浮性比闪锌矿好，闪锌矿被抑制后通过活化可恢复良好的可浮性，铅锌分离一般采用抑锌浮铅的方案。根据文献报道，采用乙硫氮作为方铅矿捕收剂时，在低碱度矿浆及低捕收剂用量条件下方铅矿浮选效果好，受黄铁矿影响较小［7-10］。因此，本试验拟充分发挥方铅矿和黄铁矿间可浮性差异，避免“强抑强拉”的药剂消耗，在低碱度矿浆体系下，采用铅优先浮选—锌硫混选再分离的流程方案，浮选试验原则流程如图3所示。

2.2.2 铅优先浮选条件试验

2.2.2.1 磨矿细度试验

磨矿作业使目的矿物与脉石矿物充分单体解离，为目的矿物有效回收提供有利条件。试验采用“1粗1扫”，固定粗选条件：石灰用量1 000 g/t（此时矿浆pH值为8.0），硫酸锌+亚硫酸钠用量（1000+500）g/t，乙硫氮用量40 g/t，扫选阶段乙硫氮用量 20 g/t，考察磨矿细度对铅粗精矿（粗扫选精矿合并，以下同）指标的影响，结果见图4。

由图4可知，随着磨矿细度增加，铅粗精矿中锌品位及锌回收率逐渐降低，铅粗精矿中铅品位逐渐升高，而铅回收率呈先增加后降低的趋势。一段磨矿磨矿细度的增加，对铅粗精矿中锌含量的影响较小。综合考虑，后续试验磨矿细度确定为-0.074 mm占70%。

2.2.2.2 硫酸锌+亚硫酸钠用量试验

硫酸锌是闪锌矿良好的抑制剂，与亚硫酸钠共用时抑制作用强烈［11］。本试验选用硫酸锌和亚硫酸钠配合使用，比例为2∶1，试验采用“1粗1扫”，固定粗选条件：磨矿细度-0.074 mm占70%，石灰用量1 000 g/t，乙硫氮用量40 g/t，扫选阶段乙硫氮用量20 g/t，考察硫酸锌+亚硫酸钠用量对铅粗精矿（粗扫选精矿合并）指标的影响，结果见图5。

由图5可知，随着硫酸锌+亚硫酸钠用量的增加，对闪锌矿抑制作用增强，铅粗精矿中锌品位逐渐降低，铅品位逐渐升高，但铅回收率逐渐降低。当硫酸锌+亚硫酸钠用量超过（1 500+750）g/t时，铅粗精矿中铅回收率下降明显。因此，后续试验硫酸锌+亚硫酸钠用量确定为（1 500+750）g/t。

2.2.2.3 乙硫氮粗选用量试验

乙硫氮作为方铅矿捕收剂时，具有良好的选择性和捕收能力，而对黄铁矿捕收能力较弱，可减少黄铁矿对方铅矿浮选影响。捕收剂与抑制剂、pH值调整剂等存在交互作用，当捕收剂用量过多时，pH值调整剂、抑制剂用量也需增大，导致药剂消耗。本试验在石灰用量1 000 g/t（矿浆pH为8.0）的低碱度体系下，采用“1粗1扫”，固定粗选条件：磨矿细度-0.074 mm占70%，硫酸锌+亚硫酸钠用量（1 500+750）g/t。考察乙硫氮粗选用量对铅粗精矿（粗扫选精矿合并）指标的影响，结果见图6。扫选乙硫氮用量为粗选用量的1/2。

由图6可知，当乙硫氮粗选用量仅为20 g/t时，铅粗精矿中铅回收率也能达到85%，铅粗精矿中锌品位最低；随着乙硫氮粗选用量的增加，铅粗精矿中铅回收率增加，锌品位及锌回收率也增加；当乙硫氮粗选用量超过60 g/t时，铅粗精矿中铅回收率基本不变，但铅粗精矿中锌回收率增加明显。因此，后续试验乙硫氮粗选用量确定为60 g/t，扫选用量确定为30 g/t。

2.2.3 锌硫混浮条件试验

硫酸铜是闪锌矿常用的活化剂，可在闪锌矿的表面生成一层易浮的硫化铜薄膜，起到活化闪锌矿的作用；丁基黄药是闪锌矿常用的捕收剂。锌硫混浮阶段条件试验的给矿为铅优先浮选尾矿，选用硫酸铜作为活化剂，丁基黄药作为捕收剂。

2.2.3.1 硫酸铜粗选用量试验

试验采用“1粗1扫”，固定丁基黄药粗选用量为100 g/t，扫选用量为50 g/t，考察硫酸铜粗选用量对锌粗选精矿（粗扫选精矿合并）指标的影响，结果见图7。硫酸铜扫选用量为粗选用量的一半。

由图7可知，随着硫酸铜粗选用量的增加，锌粗精矿中锌回收率升高幅度较大，锌品位下降明显，说明硫酸铜对闪锌矿活化作用明显。当硫酸铜粗选用量超过200 g/t时，锌粗精矿锌回收率上升幅度不明显。后续试验硫酸铜粗选用量确定为200 g/t，扫选用量为100 g/t。

2.2.3.2 丁基黄药用量试验

试验采用“1粗1扫”，固定硫酸铜粗选用量为200 g/t，扫选用量为100 g/t，考察丁基黄药粗选用量对锌粗选精矿（粗扫选精矿合并）指标的影响，结果见图8。丁基黄药扫选用量为粗选用量的1/2。

由图8可知，随着丁基黄药粗选用量的增加，锌粗选精矿中锌回收率增加，锌品位呈下降趋势。当丁基黄药粗选用量超过100 g/t时，锌粗选精矿中锌回收率基本不变。因此后续试验硫酸铜粗选用量确定为100 g/t，扫选用量为50 g/t。

本试验锌硫混选精矿通过1次精选后进入锌硫分离作业，采用石灰为黄铁矿抑制剂，调节矿浆pH值至10.0，浮选闪锌矿抑制黄铁矿，分别得到锌精矿和硫精矿；锌硫混选精矿增加再磨作业，使闪锌矿和黄铁矿得到充分解离，降低硫精矿中锌品位，提高锌硫分离效果。

2.2.4 全流程闭路试验

在上述条件试验基础上，利用实验室静态的单元试验模拟生产现场动态的过程，考察药剂累计、中矿矿物分配对浮选的影响，进行了全程闭路试验。铅优先浮选阶段采用1次粗选和1次扫选，铅粗精矿再磨后2次精选流程；锌硫混选段采用1次精矿、1次粗选和1次扫选，锌硫混合精矿再磨后进行锌硫分离，锌硫分离流程为1次粗选、1次扫选和1次精选。试验流程见图9，闭路试验结果见表5。

注：Ag的品位单位为g/t。

由表5可知，在低碱度矿浆体系，采用铅优先浮选—锌硫混选再分离流程，最终可得到铅品位69.26%、铅回收率95.21%，银品位126.60 g/t、银回收率为47.13%的铅精矿及锌品位59.83%、锌回收率84.26%的锌精矿。

3 结 论

（1）原矿中铅、锌和银的含量分别为2.99%、1.57%和10.80 g/t，铅主要以硫化铅的形式存在，分布率为94.31%；锌主要以硫化锌的形式存在，分布率为92.36%；原矿中主要金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿，脉石矿物主要为方解石、石英和绢云母等。

（2）通过重液浮沉试验发现，当重液密度为2.7 kg/m3时，密度大于2.7 kg/m3产品铅锌品位相对原矿富集近3倍；密度小于2.7 kg/m3产品相对原矿产率为45.20%，铅、锌损失率分别为4.48%和6.62%，密度小于2.7 kg/m3产品铅、锌损失较低。该低品位铅锌矿具备预选抛尾有利条件，可采用重介质选矿技术进行预选抛尾。

（3）通过浮选试验研究，在低碱度矿浆体系，磨矿细度-0.074 mm占70%的条件下，采用铅优先浮选—锌硫混选再分离的流程方案，可获得铅品位为69.26%、铅回收率为95.21%的铅精矿和锌品位为59.83%、锌回收率为84.26%的锌精矿。该浮选流程主要在低碱度矿浆体系下进行，充分利用矿物间可浮性的差别，具有药剂用量少、流程简单等特点。

（4）采用重介质选矿技术进行预选抛尾，不仅可以提高入选品位，减少入磨量，降低选矿成本，而且粗粒抛尾废石可综合利用，减少尾矿堆存，对低品位铅锌矿开发利用具有一定的现实意义。后续应继续针对该矿石进行重介质旋流器分选中试试验，验证预选抛尾可行性以及重介质预选富集—浮选分离联合工艺的铅锌综合指标，为工业化应用提供依据。