贵州丹寨铅锌多金属硫化矿资源的高效回收试验

王晓慧 梁友伟 惠 博 龚大兴

（1.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都 610041；2.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都 610041）

铅锌多金属硫化矿主要产于中、低温热液碳酸盐裂隙充填和交代矿床中，依据矿物的共生关系，主要有铅锌、铅锌硫等硫化矿。该类型矿石中主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等；非金属矿物主要有方解石、白云石、石英、重晶石、萤石等。由于铅、锌、硫等硫化矿物与脉石矿物表面具有不同的疏水性，常用浮选法分离。但是由于矿物间共生关系紧密，嵌布粒度较细且不均匀，增加了铅锌浮选分离难度［1-3］。

由于方铅矿比闪锌矿可浮性好，方铅矿被抑制后难以活化，且在铅锌、铜铅锌、铅锌硫等多金属矿中，铅的含量通常比锌硫低，国内外广泛采用“抑锌浮铅”来实现铅锌矿物的分离提纯。过去，“抑锌浮铅”主要采用氰化物法，其具有操作稳定、分离效果好等优点，但因氰化物有剧毒而被逐渐弃用。目前，国内外选矿厂抑制闪锌矿的药剂种类较多，多采用以硫酸锌为主、配合其他药剂的方法来抑制闪锌矿。在锌硫分离中，虽然黄铁矿的天然可浮性优于闪锌矿，但由于前者属低附加值矿物，含量又高，常采用石灰法来抑硫浮锌，锌矿物的活化多采用硫酸铜［4-6］。

贵州丹寨地区铅锌矿资源储量大，矿石中可供选矿回收的主要元素为Pb、Zn，其品位分别为0.69%、11.04%；该矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿，脉石矿物主要为硅酸盐类，含微量的黏土矿物。石英为主要的脉石矿物，还有少部分的白云石。闪锌矿及方铅矿常紧密连生，且部分方铅矿呈稀疏浸染状构造分布于脉石中。此外，矿石中镉、锗、镓等微量元素达到铅锌矿床伴生有益组分评价标准［7］，在选矿过程中需考虑综合回收。由于该资源现有开发利用工艺指标较低，因此，对有代表性铅锌矿石开展矿石性质及综合回收评价研究尤为必要。

在矿石工艺矿物学研究的基础上，本研究采用“一段磨矿—铅优先浮选—选铅尾矿选锌—选锌尾矿回收石英”的工艺流程，以硫酸锌及亚硫酸钠作为闪锌矿组合抑制剂、25号黑药及乙硫氮为方铅矿组合捕收剂，实现了方铅矿和闪锌矿的有效分离回收，矿石中的镉、锗、镓等微量元素则较好地富集在锌精矿中；采用无氟工艺回收尾矿中的石英，获得了平板玻璃级的石英产品，使得尾矿排放量减少约40%。

1 原矿性质

原矿主要化学成分、矿物组成及含量分别见表1、表2。

注：带“*”的品位单位为“g/t”。

由表1可知，矿石中可供选矿回收的主要元素为Pb、Zn，含量分别为0.69%、11.04%。矿石中Cd、Ge、Ga元素达到铅锌矿床伴生有益组分评价标准，需要进行综合回收评价。

由表2可知，矿石中的金属矿物为方铅矿及闪锌矿，总量为15.83%；非金属矿物主要为硅酸盐类，其中石英占矿物总量的56.21%，白云母占矿物总量的15.20%；其他矿石含量为2.19%。

工艺矿物学研究还表明，矿石中的方铅矿常呈自形、他形粒状或者集合体产出，粒度变化非常大，大者粒度可达2 mm，小者粒度小于0.01 mm；矿石中的闪锌矿为主要有用矿物，大部分单晶粒度小于0.2 mm，一般为他形粒状集合体，粗细不一，和方铅矿紧密共生，矿石中可观测到粒状结构及交代残余结构。

2 浮选试验

在矿石工艺矿物学研究的基础上，基于国内外铅锌硫化矿选别工艺技术现状，本研究拟定采用的原则流程为：先浮选方铅矿，再浮选闪锌矿，最后回收石英，即采用“一段磨矿—铅优先浮选—选铅尾矿选锌—选锌尾矿回收石英”的依次优先浮选工艺流程。

2.1 磨矿细度试验

在铅、锌矿物分离时，矿石磨矿细度是极其重要的影响因素，因此试验首先考察磨矿细度对铅锌分离、回收的影响。试验流程见图1，试验结果见表3。

由表3可知，提高磨矿细度，铅、锌粗精矿产率逐渐增大，铅粗精矿铅品位逐渐降低，铅回收率呈先升高后降低的趋势，锌含量呈逐渐下降的趋势。综合选矿指标和磨矿成本，初步确定磨矿细度为-0.074 mm占70%。

2.2 铅锌分离抑制剂比选试验

抑制剂对改善捕收剂在矿物表面的选择性吸附，提高浮选分离的选择性具有重要的意义。采用优先浮选工艺进行铅锌分离时，锌抑制剂的抑制能力及选择性显得尤为重要，在使用硫酸锌作为主抑制剂的基础上，为考察其与其他抑制剂的组合使用效果，进行了各抑制剂组分比选试验，具体试验流程及条件见图2，试验结果见表4。

由表4可知，矿石中的锌矿物可浮性好，要实现铅、锌矿物的有效分离比较困难。当采用硫酸锌+碳酸钠为组合抑制剂时，铅精矿锌含量反而高于原矿锌品位；当采用硫酸锌+硫化钠+亚硫酸钠为组合抑制剂时，对锌矿物的抑制效果最好，铅精矿锌含量最低。但是，铅精矿回收率降幅明显。综合考虑，试验初步确定在硫酸锌+亚硫酸钠组合抑制剂基础上进行其他选矿工艺参数优化试验。

2.3 方铅矿浮选试验

在确定了矿石磨矿细度及铅锌分离抑制剂的基础上，开展了详细的选铅条件试验。通过选铅条件试验发现，组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌适宜的用量为1 500+1 500 g/t，捕收剂25号黑药的用量为15 g/t，乙硫氮适宜的用量为10 g/t。

在确定了方铅矿浮选药剂制度后，采用1粗1精浮选流程进行了铅浮选综合条件试验，具体试验流程及条件见图3，试验结果见表5。

由表5可知，铅精矿的富集比较高，通过1次铅精选作业即可获得高品位的铅精矿产品。

2.4 闪锌矿浮选试验

在确定了方铅矿浮选药剂制度的基础上，对1粗1扫选铅尾矿进行了选锌条件试验。

闪锌矿浮选一般受矿浆pH值影响比较明显，且在pH值为10左右时浮选效果较好，通常采用石灰作为矿浆pH调整剂［1］。然而本次试验的矿石硫矿物含量较低，因此试验不添加石灰，在自然pH值下进行锌矿物回收。由于选铅过程中闪锌矿被抑制，选锌时需要活化，而硫酸铜是闪锌矿常用且有效的活化剂。后续活化剂、捕收剂种类及用量试验确定的活化剂硫酸铜用量为300 g/t、捕收剂丁基黄药用量为100 g/t。

在确定了闪锌矿浮选药剂制度后，采用1粗1扫2精浮选工艺流程进行了锌浮选综合条件试验，试验流程及条件见图4，试验结果见表6。

由表6可知，选锌作业在自然pH值条件下，添加活化剂CuSO4，获得了良好的浮选分离指标，锌精矿锌品位达59.25%、锌作业回收率达到96.07%，中矿锌品位均较低，锌选别作业目的矿物的富集比及作业效率较为理想。

2.5 铅锌硫化矿浮选闭路试验

在开路试验的基础上，以硫酸锌+亚硫酸钠为锌组合抑制剂、25号黑药+乙硫氮为铅组合捕收剂，采用一段磨矿、铅优先浮选、选铅尾矿选锌工艺流程完成了铅锌硫化矿浮选闭路试验，详细的药剂条件及流程见图5，闭路试验结果见表7。

注：带“*”的品位单位为“g/t”。

由表7可知，浮选闭路试验获得的指标为：铅精矿铅品位58.11%、铅回收率81.38%；锌精矿锌品位57.21%、锌回收率97.19%；此外，镉、锗及镓元素均富集在锌精矿中，镉回收率高达98.02%、锗回收率为83.82%、镓回收率为70.94%。闭路试验综合回收指标优异。

2.6 尾矿综合回收石英试验

铅锌尾矿有价元素综合回收利用不但可以提高尾矿的综合利用率，实现经济价值；同时可以减少尾矿堆存量，缓解环境压力。本试验铅锌分离回收的尾矿中SiO2含量达到80.98%，为此，进行了石英回收的工艺研究。

由于浮选尾矿中的主要矿物石英与长石表面化学性质相似，常规情况下难以实现二者的有效分选。为了高效富集尾矿中的石英以获得石英精矿，采用预先脱泥—再磨—反浮选工艺进行了石英回收试验，试验流程见图6，试验结果见表8。

由表8可知，针对铅锌尾矿粒度较粗、矿泥含量高的特点，采用脱泥—再磨—反浮选工艺流程，最终获得SiO2含量90.84%的石英精矿，实现尾矿减量超过40%。该石英精矿产品符合平板玻璃的原材料标准。本试验回收石英矿物采用无氟工艺，为环境友好型工艺。

3 结论

（1）贵州丹寨地区铅锌硫化矿中铅、锌品位分别为0.69%、11.04%，并伴生221 g/t的镉、27.4 g/t的锗、59 g/t的镓等有益组分，具有较大的综合回收价值。矿石中方铅矿的含量不高，常呈自形或他形粒状或者集合体产出，粒度变化非常大，大者粒度可达2 mm，小者粒度小于0.01 mm，矿石中的闪锌矿为主要有用矿物，大部分单晶粒度小于0.2 mm，一般为他形粒状集合体，粗细不一，和方铅矿紧密共生。

（2）在矿石工艺矿物学研究的基础上，综合回收试验以硫酸锌+亚硫酸钠为锌组合抑制剂、25号黑药+乙硫氮为铅组合捕收剂，采用一段磨矿—铅优先浮选—选铅尾矿选锌—铅锌尾矿综合回收石英工艺流程，闭路试验获得的铅精矿铅品位为58.11%、铅回收率81.38%；锌精矿锌品位为57.21%、锌回收率97.19%；镉、锗及镓元素均富集在锌精矿中，镉回收率为98.02%，锗回收率为83.82%、镓回收率为70.94%，获得了优异的综合回收指标。

（3）针对铅锌尾矿粒度较粗、矿泥含量高的特点，采用脱泥—再磨—反浮选工艺流程，最终获得SiO2含量90.84%的石英精矿，该石英精矿符合平板玻璃的原材料标准。尾矿减量超过40%，较好地实现了尾矿资源化、减量化。