滇东北某高硫铅锌矿流程优化试验研究

吕 超 谢 峰 谢立志 李 博 马原琳

（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）

铅锌矿是重要的战略资源，在国民经济建设中有着不可替代的作用，广泛应用于机械、军事、电气、冶金等工业领域［1-4］。铅锌矿产资源作为云南（特别是云南东北地区）的优势矿种之一，具有较高的经济利用价值，因此，对矿石开展综合利用研究具有重要意义。随着矿山资源开采点的不断变化，井下采出矿石的性质会发生不同程度的变化，甚至与矿山最初设计相差较大，进入选厂的物料性质（包括原矿的化学成分、矿物组成、矿物嵌布特征等）也会相应地发生改变，造成现有生产工艺不适应入选原矿的情况，浮选指标随之变差［5-7］。

滇东北某铅锌选厂生产工艺流程为“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨选工艺流程［8］，生产指标存在铅精矿含锌较高，硫精矿铅、锌含量较高的问题，造成铅锌金属损失，且硫精矿和铅精矿的价格因杂质含量高而受影响。分析原因为矿石粒度特性发生变化，有用矿物嵌布粒度变细，特别是铅锌矿物与黄铁矿伴生紧密，现有流程未能实现矿石的有效分选［9］。为解决这一难题，本研究对矿石进行工艺矿物学研究，并进行流程优化试验。目前，现场依据优化工艺完成了选厂改造，采用立式螺旋搅拌磨机进行二段磨矿，生产运营良好，生产指标较之前有一定提高。

1 原矿性质

1.1 原矿的化学成分分析

对原矿进行化学多元素分析，结果见表1。

注：带“*”的品位单位为g/t。

由表1可知，原矿中主要有价元素为Pb、Zn、S，含量分别为8.15%、16.98%、31.11%，主要脉石成分为SiO2和CaO，含量分别为6.24%、9.03%，其次为Al2O3和MgO，由分析结果可知该矿石为典型的高硫铅锌矿石。

对原矿进行铅锌物相分析，结果见表2和表3。

由表2和表3可知，原矿中的铅主要以硫化物形式赋存在矿石中，分布率为93.98%；原矿中的锌主要以硫化物形式赋存在矿石中，分布率为95.88%。综上可知该矿石为硫化铅锌矿石。

1.2 原矿的矿物组成

矿石的矿物种类复杂，主要含有硫化物、氧化物、碳酸盐、硅酸盐、磷酸盐、硫酸盐六类17种矿物。金属硫化物主要为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿，其次为白铁矿、黄铜矿、毒砂等；金属氧化物为褐铁矿、赤铁矿；脉石矿物主要为白云石、石英、方解石，其次为萤石、绢云母、黏土矿物等。主要矿物相对含量见表4。

1.3 原矿中主要矿物嵌布特征

（1）方铅矿。方铅矿沿闪锌矿裂隙充填交代，呈脉状、不规则状产出，其形状和大小随闪锌矿裂隙而变化，部分粗粒方铅矿中包含有闪锌矿，或包含黄铁矿晶体。方铅矿的嵌布粒度极不均匀，主要嵌布粒度为0.01～2 mm。

（2）闪锌矿。闪锌矿呈块状、不规则粒状产出，常含有早期结晶的自形、半自形粒状黄铁矿。闪锌矿呈粗细粒嵌布，嵌布粒度极不均匀，主要嵌布粒度为0.04～2 mm。

（3）黄铁矿。黄铁矿主要呈粒状集合体分布于晶粒间和碎裂隙中，且在粗粒方铅矿或闪锌矿中常包含有黄铁矿残晶。黄铁矿的嵌布粒度相对较细，主要嵌布粒度为0.01～0.16 mm。

从主要矿物特征可以看出，该矿石中主要矿物方铅矿、闪锌矿粒度粗细分布不均，宜采用“阶段磨矿、阶段选别”的流程处理［10-13］，从而对粗粒和细粒嵌布有用矿物分阶段磨矿和分选。若采用一段粗磨，易导致部分细粒级矿物未能完全解离，造成浮选回收率偏低、产品质量不高等问题。若采用细磨工艺以提高有用矿物单体解离度，则一方面造成部分有用矿物过磨，降低浮选回收率；另一方面细磨产生较多矿泥，影响浮选矿浆环境，并且影响产品浓缩、过滤的正常进行，甚至会造成浓缩跑浑和陶瓷过滤机堵孔等问题［13-16］。

2 试验方案制定

现场采用的流程为“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨矿工艺流程，生产得到铅精矿、锌精矿、硫精矿和尾矿。存在问题：部分细粒级嵌布的方铅矿、闪锌矿和黄铁矿连生，造成金属损失，且影响精矿产品质量。本研究将以现场生产原矿为研究对象，针对现有流程存在不足进行优化试验研究，采用“阶段磨矿、阶段选别”工艺［8］进行流程优化，对铅硫混合精矿再磨再选。

3 模拟现场生产工艺并考查铅硫混合精矿

3.1 模拟现场工艺流程试验

采用现场流程进行条件试验、开路试验和全流程闭路试验，得到现场流程下的闭路试验指标，现场工艺闭路试验流程见图1，具体结果见表5。

由表5可知，通过闭路试验可得到：Pb品位60.32%、Pb回收率85.82%的铅精矿；Zn品位48.55%、Zn回收率91.48%的锌精矿；Pb品位1.88%、Pb回收率6.08%、Zn品位1.99%、Zn回收率3.22%的硫精矿。其中，铅精矿中Pb品位较低，且含Zn较高；硫精矿中Pb、Zn含量较高，以致在硫精矿中的Pb、Zn损失较大。分析原因为：铅硫混合精矿中存在方铅矿、闪锌矿和黄铁矿的连生体，造成铅精矿中Pb的品位不高，Zn含量高，且硫精矿中Pb、Zn金属损失较大。

3.2 铅硫混合精矿有用矿物单体解离度分析

为进一步查明铅硫混合精矿中有用矿物的解离情况，对铅硫混选精矿进行了单体解离度分析，结果如表6所示。

由表6可知，全样单体解离度为：闪锌矿72.13%，方铅矿73.56%，黄铁矿83.38%，各矿物单体解离度均不高，因此，考虑对铅硫粗精矿进行再磨，再磨精矿再选，以提高浮选指标。

4 流程优化试验研究

本研究采用“阶段磨矿、阶段选别”工艺进行流程优化，对铅硫粗精矿进行再磨，再磨精矿进入铅硫分离作业，因此，确定铅硫混合精矿再磨细度和再磨后铅硫混合精矿单体解离度测定为重点考查工作。

4.1 铅硫混合精矿再磨细度试验

对铅硫混合精矿进行再磨细度试验，试验流程见图2，试验结果见图3。

由图3可知，随着铅硫混合粗精矿再磨细度的增加，铅粗精矿中Pb品位逐渐升高，Pb回收率变化不明显，Zn品位和回收率呈下降的趋势。说明铅硫混合精矿经再磨后，部分连生体解离，铅粗精矿中锌含量降低，Pb品位提高，但磨矿时间较长又会造成一定程度的过磨。铅硫混合精矿磨矿细度为-0.045 mm占70%时，铅粗精矿的Zn含量较低，再提高铅硫混合精矿细度，铅粗精矿Zn含量的变化不明显。综合考虑，再磨细度选择-0.045 mm占70%。

4.2 再磨后铅硫混合精矿单体解离度分析

铅硫混合粗精矿再磨细度为-0.045 mm占70%的条件下，各目的矿物的单体解离情况如表7所示。

由表7可知，全样综合单体解离度为：闪锌矿85.21%，方铅矿83.11%，黄铁矿87.65%。说明通过铅硫混合精矿再磨后，各目的矿物单体解离度均有提高，有助于提高铅精矿产品质量，且可以减少金属损失。在此磨矿细度下，可较好地实现铅硫混合精矿的解离。

4.3 全流程闭路优化试验研究

在上述条件试验的基础上，进行全流程闭路优化试验，具体流程见图4，试验结果见表8。

由表8可知，对比流程优化前后闭路试验指标，通过铅硫混合精矿再磨流程优化后，铅精矿Pb品位提高1.57个百分点，Pb回收率相近，同时Zn的含量下降1.35个百分点，硫精矿中Pb、Zn含量均有所降低，锌精矿Zn的回收率提高2.43个百分点。综上可知，铅硫精矿再磨优化流程可有效提高该矿石的浮选指标。

5 结 论

（1）原矿含Pb 8.15%、Zn 16.98%、S 31.11%，为典型的高硫铅锌矿石，具有较高的经济价值，矿石中矿物种类复杂，主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿，其中闪锌矿和方铅矿嵌布粒度极其不均匀，黄铁矿嵌布相对较细。

（2）矿石中有用矿物嵌布粒度不均匀，一般采用阶段磨矿、阶段选别的工艺流程，现场流程为“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨选工艺流程，存在部分有用矿物解离不充分的弊端。

（3）通过流程优化试验研究，确定铅硫混合精矿再磨再选的优化流程，流程优化前和优化后的试验结果表明，在铅硫混合精矿再磨细度-0.045 mm占70%的条件下，铅硫混合精矿中方铅矿、闪锌矿和黄铁矿解离较充分，优化后闭路试验指标较优化前有较大的提高，铅精矿Pb的品位提高1.57个百分点，Pb回收率相近，同时Zn的含量下降1.35个百分点，硫精矿中Pb、Zn含量均有所降低；锌精矿Zn的回收率提高2.43个百分点。该结果为选厂提高经济效益提供了重要的技术支撑。