王乃玲 宋宁波 卢冀伟

（东北大学资源与土木学院，辽宁沈阳110819）

铅锌矿作为重要的战略性矿产资源，广泛应用于电气、机械、军事、冶金、化学、医药等诸多领域［1］。我国的铅锌矿产资源量十分巨大，截止到2016年，查明铅矿资源储量为8 546.77万t，查明锌矿资源储量为17 798.89万t，居世界第二位［2］。其中原生硫化铅锌矿储量占铅锌矿总储量的90%左右，氧化铅锌矿床只分布在云南、广西、辽宁、陕西等少数几个矿山［3］。同时以锌为主的铅锌矿床和铜锌矿床较多，而以铅为主的铅锌矿床较少，单铅矿床更少。以前铅锌分离大多采用氰化物工艺，虽然取得了不错的进展，但氰化物有剧毒，因此无氰工艺及无氰药剂成为当前的主要研究方向［4］。硫化铅锌矿浮选主要有铅锌优先浮选、铅锌混合-优先浮选、铅锌等可浮选以及铅锌分支浮选等原则流程。一般采用优先浮选流程，即先抑制闪锌矿优先浮选方铅矿，再活化闪锌矿后进行浮选［5］。这缘于方铅矿具有良好的可浮性，用普通黄药或黑药均可很好地浮选［6］。因此，针对甘肃某硫化铅锌矿石，结合矿石性质，通过系统的浮选试验，确定采用优先浮选工艺流程，系统研究流程中铅锌优先浮选的药剂制度，实现对矿石中铅锌矿物的有效回收，为该矿石进一步的工业开发奠定基础。

1 矿石性质

1.1 矿石物质组成

试验矿样取自甘肃某硫化铅锌矿床，矿石呈灰白或灰色，呈层状、块状和条带状构造。矿石中铅矿物主要为方铅矿，锌矿物主要为闪锌矿，方铅矿和闪锌矿主要以半自形或他形晶体形式以粒状、条带状嵌布在矿石中。矿石的化学多元素分析结果见表1，矿石中主要矿物组成及含量见表2。

注：Au、Ag含量的单位为g/t

从表1可见：矿石Pb、Zn含量均较高，分别为16.55%、13.24%；Au、Ag可考虑综合回收；此外有害元素S、As的含量均较低，不会对浮选精矿质量造成影响。

从表2可见：矿石中主要铅矿物为方铅矿，主要锌矿物为闪锌矿，此外还有黄铁矿和少量黄铜矿；主要脉石矿物为石英、绿泥石等硅酸盐矿物，还含有方解石、白云石等碳酸盐矿物。易泥化的绿泥石和碳酸盐矿物的存在可能会对铅锌矿物的回收产生一定影响。

1.2 矿石中铅锌的化学物相分析

矿石中铅、锌化学物相分析结果见表3。

从表3可见：矿石中铅、锌的氧化率均不高，属于原生硫化铅锌矿石，但是其中铅的氧化率为13.53%，浮选时会对铅的回收率造成损失。

1.3 矿石中主要矿物的嵌布特征

矿石主要由较粗粒级矿物组成，不仅可见有原生的硫化物矿物，也可见有氧化后形成的次生矿物。矿石中铅的主要载体矿物为方铅矿，多呈细粒状分布，粒度主要分布在0.074～0.020 mm，该粒级分布率高达86.63%，同时还可见矿石中存在一定量的白铅矿，浸染嵌布于碳酸盐之中，难以和碳酸盐分离，这势必会对铅的回收产生一定的影响。矿石中锌的主要载体矿物是闪锌矿，多呈粒状或不规则形状分布，粒度主要分布在0.20～0.020 mm，该粒级分布率高达84.14%，个别锌矿物的粒度在0.5 mm左右，锌矿物的粒度较铅矿物的要粗些。矿石中主要脉石矿物石英、方解石、长石、白云石、绿泥石等大多相互紧密连生，尤其是矿石中的碳酸盐矿物或易泥化的矿物，如绿泥石可能会对铅锌矿物的浮选造成一定的影响，磨矿时应尽量避免泥化现象的产生。矿石的岩矿鉴定结果见图1。

从图1可见：闪锌矿（暗白色）的粒度明显大于铅矿物（亮白色）的粒度，同时可见锌矿物与脉石矿物（暗色或黑色）紧密相互连生；方铅矿以独立矿物或交代闪锌矿存在。

2 试验方法与药剂

磨矿采用XMQ-φ240 mm×90 mm锥形球磨机，每次磨矿量为1 000 g，磨矿浓度为60%；浮选时粗选及扫选均选用1.5 L XFD-Ⅲ型实验室用单槽浮选机，精选选用0.75 L和0.5 L XFD-Ⅲ型实验室用单槽浮选机，浮选浓度约为25%。

试验所用的捕收剂乙基黄药、丁基黄药、乙硫氮及起泡剂2#油均为工业品，调整剂石灰、硫酸锌、亚硫酸钠和硫酸铜均为化学纯试剂。

3 试验结果与讨论

参考铅锌硫化矿石的浮选实践，并结合该矿石的性质，先后进行了铅锌依次优先浮选、铅锌混浮—混合精矿再分离和铅锌等可浮浮选方案对比试验，发现采用铅锌依次优先浮选方案对矿石中铅锌矿物的浮选回收更为有利，因此，采用优先浮选工艺流程。通过前期浮选探索试验发现铅矿物优先浮选时，锌矿物抑制剂需要在磨矿时加入，以达到足够的反应时间，并与新暴露的矿物表面充分作用，才能实现对锌矿物的有效抑制。试验原则流程如图2所示。

3.1 磨矿细度试验

在pH调整剂石灰用量为1 000 g/t、抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+1 000 g/t、捕收剂乙基黄药用量为60 g/t、起泡剂2#油用量为40 g/t条件下，进行磨矿细度试验，获得的铅精矿指标如图3所示。

从图3可见：随着磨矿细度的增加，铅精矿的Pb品位逐渐降低，Pb回收率略有升高，当-0.074 mm含量超过70%后回收率趋于平稳，铅精矿中的Zn品位及回收率变化不明显。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占70%。

3.2 铅浮选条件试验

3.2.1 石灰用量试验

在抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为1 000+1 000 g/t、捕收剂乙基黄药用量为60 g/t、起泡剂2#油用量为40 g/t条件下，进行石灰用量试验（改变浮选pH），获得的铅精矿指标如图4所示。

从图4可见，随着石灰用量的增加，矿浆的pH值升高，所得铅精矿中的Pb品位略有升高，但是Pb回收率有所下降，从77.06%下降到73.63%，铅精矿中的Zn品位及回收率均呈下降趋势。显然添加石灰并未对铅的回收有明显改善，本着尽量少添加药剂简化浮选流程的原则，最终确定不添加石灰，直接在自然pH（低碱度）条件下进行浮选。

3.2.2 组合抑制剂用量试验

硫酸锌+亚硫酸钠组合抑制剂作为氰化物的代用品对闪锌矿有明显的抑制效果，故在此基础上分别对硫酸锌和亚硫酸钠的用量进行试验以确定其最佳用量。

3.2.3.1 硫酸锌用量试验

在自然pH、抑制剂亚硫酸钠用量为1 000 g/t、捕收剂乙基黄药用量为60 g/t、起泡剂2#油用量为40 g/t条件下，进行抑制剂硫酸锌用量试验，获得的铅精矿指标如图5所示。

从图5可见，随着硫酸锌用量的增加，铅精矿中的Pb品位及回收率均没有明显变化，但铅精矿中的Zn品位及回收率均呈现大幅降低的趋势，当硫酸锌用量增加到2 000 g/t后，Zn品位及回收率趋于平稳。综合考虑，确定硫酸锌用量为2 000 g/t。

3.2.3.2 亚硫酸钠用量试验

在自然pH、抑制剂硫酸锌用量为2 000 g/t、捕收剂乙基黄药用量为60 g/t、起泡剂2#油用量为40 g/t条件下，进行抑制剂亚硫酸钠用量试验，获得的铅精矿指标如图6所示。

从图6可见，与硫酸锌用量试验结果类似，随着亚硫酸钠用量的增加，铅精矿中的Pb品位及回收率均没有明显变化，但铅精矿中的Zn品位及回收率均呈现大幅降低的趋势，当亚硫酸钠用量增加到1 000 g/t后，Zn品位及回收率趋于平稳。综合考虑，确定亚硫酸钠最佳用量为1 000 g/t。

综上试验，最终确定组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠的用量为2 000+1 000 g/t。

3.2.3 铅捕收剂种类试验

对于铅锌分离的优先浮选流程，铅粗选时一般采用捕收力弱选择性强的捕收剂如乙基黄药、丁基黄药、乙硫氮等浮选铅矿物，以此来尽量减少在铅浮选阶段对锌矿物的捕收［7］。因此本试验针对以上3种捕收剂及其组合进行了对比试验。

在自然pH、抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000+1 000 g/t、捕收剂用量为 60 g/t、起泡剂 2#油用量为40 g/t条件下，进行捕收剂种类试验，获得的铅精矿指标见表4。

从表4可见：乙基黄药+乙硫氮组合作为铅的捕收剂时所得铅精矿中的Pb品位和回收率较高，分别为56.02%和80.73%，且Zn品位和回收率较低，分别为6.40%和11.47%，既能保证铅矿物的回收，又对同时上浮的锌矿物有一定选择性。因此，采用乙基黄药+乙硫氮组合作为铅矿物浮选的捕收剂。

3.2.4 铅捕收剂用量试验

在自然pH、抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000+1 000 g/t、起泡剂 2#油用量为 40 g/t条件下，进行捕收剂总用量试验（固定乙基黄药与乙硫氮的质量比为1∶1），获得的铅精矿指标见图7。

从图7可见：随着捕收剂总用量的增加，铅精矿中的Pb品位略有下降，但回收率逐渐升高，当用量超过60 g/t后，回收率趋于平稳；铅精矿中的Zn品位及回收率均呈现明显升高趋势。综合考虑，确定捕收剂总用量为60 g/t，即乙基黄药+乙硫氮用量为30+30 g/t。

根据以上各条件试验，确定了铅浮选的最佳浮选条件及药剂制度：自然pH、抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为2 000+1 000 g/t、捕收剂乙基黄药+乙硫氮用量为30+30 g/t。此外，经过试验确定了铅粗选后2精3扫的选铅流程及药剂制度。

3.3 锌浮选条件试验

闪锌矿能被多种金属阳离子活化。如Cu+、Ag+、Cd2+、Hg2+、Hg+、Pb2+等离子均能活化闪锌矿。这些重金属离子都能与S2-离子生成比ZnS溶度积更小的硫化物，因此这些重金属阳离子都是闪锌矿的有效活化剂，但实践中常用硫酸铜做活化剂［7］。

3.3.1 硫酸铜用量试验

在自然pH、锌捕收剂丁基黄药用量为100 g/t、起泡剂2#油用量为60 g/t条件下，进行硫酸铜用量试验，获得的锌精矿指标见图8。

从图8可见，随着硫酸铜用量的增加，锌精矿中的Zn品位略有降低，但是回收率急剧升高，当用量大于500 g/t后趋于平缓。因此，确定硫酸铜用量为500 g/t。

3.3.2 锌捕收剂用量试验

相较于铅浮选，浮选锌矿物应选择捕收力较强的捕收剂，常用的有丁基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药、Z-200等，由于该矿硫化锌分布率在97%以上，较易选别，因此选用使用广泛且经济的丁基黄药作为锌矿物的捕收剂。

在自然pH、硫酸铜用量为500 g/t、起泡剂2#油用量为60 g/t条件下，进行丁基黄药用量试验，获得的锌精矿指标见图9。

从图9可见：随着丁基黄药用量的增加，锌精矿中的Zn品位略有下降，但Zn回收率大幅提高，当用量大于100 g/t后趋于平缓，故确定丁基黄药最佳用量为100 g/t。

根据以上各条件试验，确定了锌浮选的最佳浮选条件及药剂制度：在自然pH条件下、活化剂硫酸铜用量为500 g/t、捕收剂丁基黄药用量为100 g/t。此外，经过试验确定了锌粗选后2精2扫的浮选流程及药剂制度。

3.4 闭路试验

在上述条件试验及开路试验的基础之上进行了全流程闭路试验，工艺流程见图10，试验结果见表5。

从表5可见：采用此优先浮选工艺流程，获得的铅精矿指标Pb品位66.45%、Pb回收率84.58%、Zn品位4.91%，达到二级品标准；锌精矿指标Zn品位59.72%、Zn回收率87.57%、Pb品位0.94%，达到一级品标准。此外，2种产品中银均有一定程度的富集，其中铅精矿Ag品位266 g/t、Ag回收率40.57%，锌精矿Ag品位304 g/t、Ag回收率47.41%。

4 结论

（1）甘肃某硫化铅锌矿石中主要有用矿物为方铅矿、白铅矿、闪锌矿及黄铁矿，其中硫化铅矿物中的铅占86.47%，硫化锌矿物中的锌占97.36%；脉石矿物主要成分有石英及碳酸盐矿物。由于白铅矿部分包裹于碳酸盐矿物中，对铅矿物的回收有一定影响。

（2）通过条件试验确定了在自然pH，磨矿细度-0.074 mm占70%下，采用硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物的抑制剂、乙基黄药+乙硫氮为铅矿物的捕收剂，经1粗2精3扫可实现铅矿物的回收；浮铅尾矿采用硫酸铜为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂，经1粗2精2扫可实现锌矿物的回收。全流程闭路试验获得了Pb品位和回收率分别为66.45%、84.58%的二级品铅精矿及Zn品位和回收率分别为59.72%、87.57%的一级品锌精矿，选别效果良好，为该矿石的工业开发利用奠定了基础。