复杂难选铅锌多金属硫化矿选矿试验研究样本VIP

某复杂难选铅锌多金属硫化矿选矿实验研究◆刘

杰1，纪

军2，孙体昌1，曹志成1，徐承焱1第二期

(1．北京科技大学土木与环境工程学院，北京

100083；2．北京矿冶研究总院，北京

100044)

摘要：某难选铅锌矿石，由于铅、锌矿物共生关系复杂，嵌布粒度不均匀，致使铅锌矿分选困难。实验采用细磨工艺(90％-74μm)，优先浮选流程，通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离，获得合格铅、锌精矿，银也同步富集到铅精矿中。最后闭路实验获得，铅精矿品位71．4％、铅回收率94．9％，锌精矿品位55．5％、锌回收率70．9％，银总回收率达到76．34％。

核心词：铅锌矿；优先浮选；铅锌分离；

当前，世界各国铅锌矿石组分越来越复杂，各矿物之间致密共生，嵌布关系复杂多变，铅锌多金属选矿已经成为重金属选矿中难题之一。对此类矿石解决，国内外均以浮选为主。河北某铅锌矿是一种大型含银多金属共生硫化矿矿床。矿石种类复杂繁多，重要有价金属元素为方铅矿、闪锌矿等。该矿石特性为铅、锌硫化矿共生关系紧密，互相连生又互相呈微细粒包裹，硫化矿嵌布粒度极不均匀，且次生铜矿物存在对硫化矿分选影响较大，属易浮难分矿[1-2]。依照矿石性质，咱们采用铅锌优先浮选工艺流程，加上合理药剂制度，成功实现了铅锌分离，并获得了良好浮选指标。

1

矿石性质

1.1

原矿多元素分析

原矿多元素分析成果见表1。由表1可见，该矿石属于复杂含银多金属共生硫化矿。

1.2

原矿物相分析

原矿铅、锌物相分析成果见表2、3。物相成果显示，该矿石中铅、锌重要以硫化物形式存在，铅、锌氧化率比较低。

1.3

重要金属矿物嵌布特性

方铅矿系该矿石中铅最重要载体，矿物相对含量为4.44％。矿石中方铅矿粒度多分布在0.010～0.2mm，最大粒度为0.8mm。方铅矿与闪锌矿、黄铜矿共生关系十分密切，常构成复杂矿物集合体而紧密共生。矿石中粗、细粒方铅矿都常与闪锌矿紧密共生，中粗粒方铅矿中常用细粒闪锌矿包裹体，而细粒方铅矿则常与闪锌矿构成不规则共边构造一同嵌布在脉石矿物中，它们所构成硫化物集合体粒度也都比较细。矿石中方铅矿除与闪锌矿、磁铁矿构成复杂矿物集合体紧密共生外，也常呈不规则状嵌布在脉石矿物中。

矿石中闪锌矿在不同光片中分布不均匀，比较常用是闪锌矿与方铅矿构成复杂硫化物集合体或者与磁铁矿构成复杂共边构造、微细粒包裹状构造嵌布特性。矿石中闪锌矿与方铅矿构成硫化物集合体十分复杂，或者是共生边界极为不规则或以包裹体形式嵌布在磁铁矿中，多数闪锌矿只有在细磨矿条件下才干实现单体解离，这是影响铅锌分离重要矿物学因素。

2

研究办法

2.1磨矿细度实验

磨矿细度是浮选分离所需重要工艺条件，合理磨矿细度既要保证各目矿物充分单体解理，又要避免过粉碎发生[3]。依照原矿性质，结合该矿石有用矿物嵌布粒度特性，进行磨矿细度-74μm为65％、75％、85％、90％实验。实验成果见图1。

实验成果显示，铅粗选回收率随着磨矿细度增长呈缓慢上升趋势，但幅度不是很明显。铅粗选精矿品位一是随着磨矿细度增长呈上升趋势且幅度比较明显，在磨矿细度-74μm达到85％时粗精矿中铅品位上升趋势趋于缓和。而铅粗精矿中锌占有率在磨矿细度-74μm65％～90％变化趋势不是很明显。综合考虑，选取磨矿细度-74μm为90％为该实验所用磨矿细度。

2.2磨矿细度实验

依照磨矿细度实验成果，将原矿磨至-74μm为90％进行优先浮选。实验采用一次粗选、一次扫选流程。

2.2.1选铅pH值实验：

矿浆pH值对方铅矿可浮性以及药剂与矿物之间互相作用影响比较大。实验选用石灰作为选铅矿浆pH值调节剂，实验成果见图2。

实验成果显示，pH值变化对粗选铅精矿中铅品位、回收率影响比较明显，在CaO低用量时粗选铅精矿品位较高回收率较低，随着CaO用量增长铅品位逐渐下降，铅回收率逐渐上升。在CaO用量达到500g/t时铅品位变化开始趋缓且在1500g／t时呈明显下降。而铅回收率随CaO用量增长都呈下降趋势，阐明CaO大用量对铅浮选不利。而铅精矿中锌品位并没有随CaO用量变化有明显变化。综合考虑选取适量添加CaO。

2.2.2

锌抑制剂实验

铅锌选矿核心是铅锌分离，铅锌分离核心是选取有效锌抑制剂。抑锌效果好坏直接影响到选铅和选锌指标，在选矿中经常采用两种或两种以上组合药剂来提高药剂作用效果。锌惯用抑制剂为硫酸锌，普通多采用硫酸锌与其他药剂组合使用[4]。本次实验所用矿样中闪锌矿活性较高易浮而难抑。通过多次筛选，拟定了几种实验方案：ZnSO4+Na2SO3组合，ZnSO4+F-S/N-S组合，ZnSO4+Na2SO3+F-S/N-S组合(F-S及N-S为无机盐类化合物，如下同)。

实验成果表白，以ZnSO4+Na2SO3+F-S作为该矿石锌矿物组合抑制剂浮选效果最佳。分别对这三种抑制剂用量进行调优实验，结合三种药剂协同作用效果最后拟定了组合药剂用量为ZnSO4(4000g/t)+Na2SO3(1000g/t)+F-S(300g/t)。此时铅粗精矿浮选指标为：铅品位为66.58％、铅回收率为82.25％，锌品位为4.86％、锌占有率为12.09％。实验流程见图3。

2.2.3

选铅捕收剂实验

在进行选铅捕收剂实验时，设计了几种实验方案进行比较研究：单一ZSN法，单一AN法，ZSN+AN法，ZSN+乙基黄药法(ZSN与AN都为硫氮类有机化合物)。实验成果见表4。

实验成果显示，在这几种捕收剂方案中ZSN+乙基黄药组合浮选效果最为抱负，此时，铅粗精矿中铅品位达到了29.36％、铅回收率达到了94.10％。

2.3锌浮选条件实验

2.3.1选锌PH值实验

以选铅尾矿进行锌粗选，一方面拟定选锌所需矿浆pH值。实验以CuSO450g/t为活化剂、丁基黄药20g/t为捕收剂、CaO作为pH值调节剂为变量。实验成果见图4

实验显示，随着CaO添加量增长，锌浮选指标均有所下降。综合考虑，选取少加或不加石灰。

2.3.2

硫酸铜用量实验

选用CuSO4作为锌粗选活化剂，实验成果见图5。

实验成果表白，锌浮选指标随着CuSO4用量增长亦呈上升趋势，但在CuSO4为100g/t时浮选指标最佳，之后当CuSO4用量继续增长时锌品位基本没有变化，而回收率却有所下降。故选取添加CuSO4

1OOg/t为最佳。

2.3.3

选锌捕收剂实验

选用丁基黄药作为选锌捕收剂，松醇油作为起泡剂。松醇油用量与丁基黄药用量呈比例添加。实验成果见图6。

由实验成果可以看出，随着丁基黄药用量增长锌品位和回收率呈相反趋势。考虑到丁基黄药用量增长会使某些可浮性较好黄铁矿上浮，对后续精选作业不利，故丁基黄药用量适量为好。

2.3.4精选再磨实验

在摸索性实验中发现，锌粗精矿不再磨直接精选，在闭路实验中很难提高其浮选指标，锌品位很难达到50％以上。为此进行锌粗精矿再磨实验，实验成果见图7。

实验成果表白，锌精矿再磨后来可以有效提高锌精矿中锌品位和回收率，保证了闭路实验中锌精矿产品品位，以及锌回收率，使流程进行更加流畅。

3浮选闭路流程实验

在上述条件实验基本上，选取较佳药剂制度进行优先浮选闭路流程实验。闭路流程中铅选别为一次粗选、两次扫选、四次精选，锌选别为一次粗选、两次扫选、五次精选，锌精矿再磨再选。闭路实验成果见表5。

由表5可见，闭路实验获得了较佳分选指标，重要矿物铅、锌均获得了高质量精矿产品和可观回收率，其中铅精矿含铅71.4％、回收率为94.9％，锌精矿含锌55．5％、回收率达到70.9％，伴生银总回收率也达到了76.34％，且铅锌互含指标均较为抱负。

4结语

1)该实验所用矿石是含银多金属共生硫化矿，矿石中矿物种类比较多，矿石中硫化矿物之间共生关系密切，嵌布粒度不均匀，导致了磨矿工艺、分选工艺及药剂制度较为复杂，属于易浮难分矿。

2)铅锌分离过程中对锌矿物抑制剂进行了系统研究，使铅精矿中锌含量降到3％左右。

3)通过不断调节优化实验流程及药剂制度，实验获得了良好分离效果。闭路实验获得分选指标为铅精矿含铅71．4％、回收率94．9％，锌精矿中含锌55．5％、回收率为70．9％，伴生银总回收率达到76．34％。■参照文献

[1]王云，张丽军．复杂