李增华 林俊领

(1.新疆地矿局第一地质大队；2.新疆宝地矿业股份有限公司)

铅、锌是重要的有色金属原材料，主要从硫化矿中提炼获得。我国铅锌矿产资源分布广泛，储量较丰富，但大型矿床少，且呈贫矿多、富矿少和共伴生资源多、单一矿种少、嵌布粒度普遍偏细的特点[1-3]。随着嵌布粒度粗的易选铅锌矿资源日益减少，细粒铅锌矿分选技术越来越受人们的重视[2-6]，因此难选硫化铅锌矿资源的高效开发利用显得尤为重要[7-8]。

新疆某硫化铅锌矿主要有价金属矿物以黄铁矿和闪锌矿为主，其次为磁黄铁矿和方铅矿，非金属矿物主要为碳酸盐矿物、石英，其次为普通辉石。铅、锌均主要以硫化矿物的形式存在，氧化程度较低。该矿石选矿难度较大，原因:一是矿石中方铅矿和闪锌矿浸染粒度比较细，需要细磨才能实现充分单体解离，但细磨会给后续浮选带来不利影响；二是金属矿物间相互包裹、嵌布紧密，不利于矿物单体解离，对选矿指标影响较大。为实现矿石中有价金属矿物的高效回收，采用高效环保浮选药剂和合理的工艺流程对该难选硫化铅锌矿进行浮选试验。

1 矿石性质

新疆某硫化铅锌矿属嵌布关系复杂的碳酸盐型铅锌硫化矿石，化学多元素分析结果见表1，铅、锌物相分析结果分别见表2、表3，主要矿物组成见表4。

由表1可知，矿石可利用的有价成分为铅、锌，品位分别为1.14%、3.26%，可供综合回收利用的贵金属为金、银，有害杂质含量甚微，不会对产品质量造成影响；主要造岩成分为SiO2、CaO和MgO。

表1 矿石化学多元素分析结果 %

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 矿石铅物相分析结果 %

表3矿石锌物相分析结果%

表4矿石矿物组成%

由表2、表3可以看出，铅、锌均主要以硫化矿物的形式存在，分布率分别为85.09%、91.72%，赋存于其他矿物中的铅、锌分别占14.91%、8.28%，矿石氧化率较低。

由表4可知，矿石金属矿物除方铅矿和闪锌矿外，还有黄铁矿和磁黄铁矿，黄铜矿含量较少；非金属矿物主要为碳酸盐矿物和石英，其中碳酸盐矿物含量高达54.38%，会对后续的选矿分选带来不利影响；其他非金属矿物有普通辉石和云母，因含量较少，对后续分选影响较小。

2 试验结果与讨论

现阶段国内外铅锌矿选矿工艺以浮选法为主，原则流程主要有优先浮选、混合浮选、部分混合浮选和等可浮工艺等。根据矿石性质和前期探索试验，选择铅优先浮选流程进行选矿试验。

2.1 铅浮选试验

铅浮选试验主要考察磨矿细度、调整剂碳酸钠、锌矿物组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠和捕收剂乙硫氮对浮选效果的影响，试验流程见图1。

图1 铅浮选试验流程

2.1.1 磨矿细度试验

矿石中闪锌矿嵌布粒度较粗，且粗细不均，方铅矿嵌布粒度较为均匀。有用矿物充分单体解离是获得良好选别结果的先决条件，适宜的入选粒度有助于提高选别指标。为保证闪锌矿、方铅矿充分单体解离，避免过磨和减少泥化现象，在不使用调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠用量2.0 +1.5 kg/t，乙硫氮用量100 g/t的条件下，进行铅浮选磨矿细度试验，结果见图2。

图2 铅浮选磨矿细度试验结果●—铅粗精矿品位;■—铅粗精矿回收率

由图2可知，随着磨矿细度的增大，铅粗精矿铅品位逐渐降低，回收率随之提高；而当磨矿细度-0.074 mm 80%时，再增大磨矿细度，铅粗精矿回收率升高幅度不大。综合考虑，确定适宜的磨矿细度为-0.074 mm 80%。

2.1.2 碳酸钠用量试验

在磨矿细度-0.074 mm 80%，硫酸锌+亚硫酸钠用量2.0+ 1.5 kg/t，乙硫氮用量100 g/t的条件下，进行碳酸钠用量试验，结果见图3

图3 碳酸钠用量试验结果●—铅粗精矿品位;■—铅粗精矿回收率

由图3可见，随着碳酸钠用量的增加，铅粗精矿品位变化不大，回收率呈先快后慢的趋势增加，拐点出现在碳酸钠用量1.0 kg/t，因此选择调整剂碳酸钠用量为1.0 kg/t。

2.1.3 抑制剂用量试验

在磨矿细度-0.074 mm 80%、碳酸钠用量1.0 kg/t、乙硫氮用量100 g/t的条件下，考察硫酸锌、硫酸钠及其组合等对铅浮选的影响，试验结果见表5。

由表5可见，硫酸锌和亚硫酸钠都对闪锌矿有明显的抑制作用，单独使用硫酸锌对锌的抑制效果相对较好，硫酸锌与亚硫酸钠组合使用对闪锌矿的抑制效果更佳。随着硫酸锌+亚硫酸钠用量的增加，铅粗精矿锌的回收率逐渐降低；当硫酸锌用量达到2.0 kg/t时，再增大用量，铅粗精矿锌回收率变化不大。在硫酸锌+亚硫酸钠用量2.0+0.75 kg/t时，铅粗精矿指标较为理想，因此确定采用组合抑制剂作为铅浮选的锌抑制剂，最佳用量为2.0+0.75 kg/t。

2.1.4 捕收剂用量试验

在磨矿细度-0.074 mm 80%、碳酸钠用量1.0 kg/t、组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量2.0+0.75 kg/t的条件下，考察乙硫氮对铅浮选的影响，结果见图4。

由图4可见，随着乙硫氮用量的增加，铅粗精矿回收率逐渐升高，铅品位不断下降。在乙硫氮用量达到150 g/t时，再增加用量，铅粗精矿回收率增加幅度很小，因此选择乙硫氮最佳用量为150 g/t。

表5 铅浮选抑制剂用量试验结果

图4 铅浮选乙硫氮用量试验结果●—铅粗精矿品位;■—铅粗精矿回收率

2.2 锌浮选试验

以铅粗精矿为给矿，在起泡剂2#油用量30 g/t的条件下按1次粗选流程进行锌浮选试验，考察抑制剂石灰、活化剂硫酸铜、捕收剂丁基黄药对锌浮选指标的影响。

2.2.1 抑制剂用量试验

目前石灰被广泛用作黄铁矿的抑制剂，因此在硫酸铜用量300 g/t、丁基黄药用量100 g/t的条件下进行石灰用量试验，结果见图5。

由图5可知，随着石灰用量的增加，锌粗精矿回收率先下降后趋于平缓，品位先上升后变化不大，因此石灰最佳用量为2.0 kg/t，此时可获得较好的锌粗精矿回收率和品位指标。

2.2.2 活化剂用量试验

硫酸铜具有活化锌矿物的作用。在石灰用量2.0 kg/t、丁基黄药用量100 g/t的条件下进行硫酸铜用量试验，结果见图6。

图5 石灰用量试验结果●—锌粗精矿品位;■—锌粗精矿回收率

图6 硫酸铜用量试验结果●—锌粗精矿品位;■—锌粗精矿回收率

由图6可以看出，随着硫酸铜用量的增加，锌粗精矿品位和回收率也增加；当硫酸铜用量超过400 g/t后，锌品位及回收率均变化很小。综合考虑，确定锌浮选硫酸铜用量为400 g/t。

2.2.3 捕收剂用量试验

在石灰用量2.0 kg/t、硫酸铜用量400 g/t的条件下进行丁基黄药用量试验，结果见图7。

图7 丁基黄药用量试验结果●—锌粗精矿品位;■—锌粗精矿回收率

图7表明，随着丁基黄药用量的增加，锌粗精矿品位随之下降，回收率则先快速上升后略微升高。因此，确定锌浮选丁基黄药适宜的用量为150 g/t。

2.3 闭路试验

在优先浮选铅再选锌条件试验的基础上，进行闭路浮选试验，流程见图8，结果见表6。

图8 闭路浮选试验流程表6 闭路浮选试验结果%

由表6可知，采用1粗4精2扫铅优先浮选—选铅尾矿1粗3精2扫锌浮选闭路流程选别，可获得铅品位51.42%、含锌5.24%、铅回收率84.67%的铅精矿和锌品位52.82%、含铅0.96%、锌回收率89.29%的锌精矿。

3 结 论

新疆某难选铅锌矿石铅、锌品位分别为1.14%、3.26%，铅、锌均主要以硫化矿的形式存在，主要目的矿物为方铅矿和闪锌矿。在磨矿细度-0.074 mm 80%、调整剂碳酸钠用量1.0 kg/t、组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量2.0+0.75 kg/t、捕收剂乙硫氮用量100 g/t的条件下进行1粗4精2扫铅优先浮选，铅浮选尾矿在抑制剂石灰用量2 kg/t、活化剂硫酸铜用量400 g/t、捕收剂丁基黄药用量150 g/t的条件下进行1粗3精2扫锌浮选，最终闭路试验可获得铅品位51.42%、含锌5.24%、铅回收率84.67%的铅精矿和锌品位52.82%、含铅0.96%、锌回收率89.29%的锌精矿，实现了矿石中铅、锌的有效回收。