王祖旭

(1.昆明冶金研究院，云南昆明650031;2.云南省选冶新技术重点实验室，云南 昆明650031)

随着我国经济的飞速发展，铅、锌作为国民经济发展不可或缺的重要有色金属，其需求增长与资源枯竭的矛盾日益凸显。

近年来，硫化铅锌矿资源的枯竭与贫化，使业界开始将铅锌资源开发的目光投向过去难以开发利用的氧化铅锌矿资源［1-6］。从铅锌资源的特点看，铅、锌常常伴生在一起，但在铅、锌冶炼前，必须充分分离铅、锌，否则将给铅、锌冶炼带来一系列问题。

(1)对火法炼铅的影响:①铅精矿中的锌在焙烧过程中氧化为ZnO，该物质在熔炼过程中不参加化学反应，大部分进入炉渣，因而会增加炉渣的黏度、缩小铅液与炉渣的密度差，从而增大二者分离的难度，影响铅的回收率;②部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结，阻碍焦炭下落到风口区，造成还原不充分，形成鼓风炉内空洞;③当原料中锌含量高，且有较大量以铁酸锌形式存在时会形成高铁炉渣，增加铅在渣中的损失;④铅金属锌含量高将使铅变硬，影响其压成薄片，并使其抗硫酸腐蚀的能力大大下降。因此，生产实践中，火法炼铅工艺要求铅精矿含锌不高于10%［7-8］。

(2)对炼锌的影响分对湿法炼锌的影响和对火法炼锌的影响:①湿法炼锌时，焙砂浸出，氧化铅与硫酸反应生成硫酸铅，无谓消耗硫酸，增加炼锌成本。②火法炼锌时，氧化铅易与许多金属氧化合物形成低熔点共晶，在800℃时开始熔化，继而引发炉料在沸腾炉和烟道中结块;鼓风炉熔炼过程中，铅的氧化物在蒸馏罐中还原为单质铅，部分气化、冷凝，成为锌锭中的杂质，从而影响商品锌质量。因此，锌冶炼工艺要求锌精矿中含铅不大于5%［9-10］。

解决上述问题的有效途径是，在铅锌矿进入冶炼工艺前，通过选矿方法充分分离铅锌。然而氧化铅锌矿的浮选分离目前尚属世界性难题，业界对高氧化率铅锌矿的浮选往往采用硫化铅锌矿优先浮选、氧化铅锌矿混合浮选—分离流程，该流程不仅长而复杂，而且氧化铅、锌分离效果不好，铅、锌回收率不高［11］。孙伟等对云南某深度氧化的铅锌矿进行了选别工艺研究，采用先浮铅后浮锌、先浮硫化矿后浮氧化矿的流程，获得了指标较好的硫化铅精矿和硫化锌精矿，但是在白铅矿浮选过程中，异极矿被硫化导致白铅矿精矿含锌高达19.10%［12］。李来顺等人对云南某氧化铅锌矿进行了浮选试验，采用硫化—黄药法浮铅，硫化—胺法浮锌工艺，获得了铅品位为30.74%、铅回收率为64.66%的铅精矿，以及锌品位为23.51%、锌回收率为71.02%的锌精矿，铅、锌品位和回收率均不高是该工艺存在的主要问题［13］。

云南某高氧化率铅锌矿，探明储量达300余万t，铅、锌、银品位均较高，由于铅锌分离困难，长期处于待开发状态。为解决该资源的开发问题，昆明冶金研究院在大量的试验研究基础上，研制了一种适合该矿石分选的新型螯合捕收剂，对该矿石进行了选矿试验研究。

1 矿石性质

试验用矿石取自云南某氧化铅锌矿，主要化学成分分析结果见表1，主要矿物组成见表2。

表1 矿石主要化学成分分析结果Table 1 Chemical composition analysis results of the raw ore %

表2 矿石主要矿物组成Table 2 Main components of the raw ore %

由表1可见，矿石中铅、锌、银含量均较高，分别达17.67%、31.66%、352.90 g/t，具有回收价值，但必须对铅、锌进行分离，以满足铅精矿含锌低于10%，锌精矿含铅低于5%的要求。MgO和Al2O3虽是对火法炼铅有影响的成分，但因其含量分别不高于2%和4%的要求，因此，浮选分离时未考虑对这些成分进行脱除。

由表2可见，矿石中的含锌矿物异极矿含量达58.31%，含铅矿物白铅矿含量达22.79%，二者占矿物总量的81.10%，说明该矿物氧化率非常高。矿石中的主要脉石矿物白云石(CaMg(CO3)2)和方解石(CaCO3)占矿物总量的12.81%，在密闭鼓风炉高温熔炼铅锌过程中，白云石和方解石分解产生的CaO本身就是熔炼、造渣需要添加的溶剂。因此，白云石和方解石的存在有改善炉渣性质的效果，无需剔除。

综上所述，对该矿石的选矿，实质上就是对铅锌的分离，并尽量使银进入铅精矿中。

2 试验结果与讨论

2.1 条件试验

试验采用先硫化后用硫化矿捕收剂分选的方法对该矿石进行选别。为了尽可能使银进入铅精矿中，拟定的条件试验流程见图1，粗选1、粗选2、粗选3各药剂用量比为 2∶1∶1。

图1 条件试验流程Fig.1 Flow chart of conditioning tests

2.1.1 捕收剂种类试验

捕收剂种类试验对丁基黄药、丁铵黑药、C6402和C6403等4种硫化矿捕收剂进行了效果对比，其中C6402和C6403为昆明冶金研究院新研制的新型螯合捕收剂，对铜、铅等重金属离子有很强的螯合能力，在铅、锌分离中选择性好。试验固定白铅矿硫化剂Na2S［14-15］总用量为 4 000 g/t，异极矿抑制剂水玻璃总用量为8 000 g/t，试验结果见表3。

表3 捕收剂种类试验结果Table 3 Results of experiments employing different collectors

由表3可见，丁基黄药和丁铵黑药的浮选指标较差，铅粗精矿和锌粗精矿中铅锌的互含严重，铅粗精矿中铅回收率均低于50%，银回收率均低于53%;C6402和C6403浮选指标较好，铅粗精矿和锌粗精矿中铅锌的互含问题显著改善，铅粗精矿中铅回收率均高于83%，银回收率均高于63%;C6402与C6403比较，C6403能获得铅品位高得多的铅粗精矿。因此，选择C6403为白铅矿浮选的捕收剂。

2.1.2 C6403用量试验

C6403用量试验固定Na2S总用量为4 000 g/t，水玻璃总用量为8 000 g/t，铅精矿指标见图2。

图2 C6403用量试验铅粗精矿指标Fig.2 Floatation index of lead rough concentrate with different dosage of C6403

由图2可见，随着C6403用量的增大，铅粗精矿中铅和银的回收率升高，铅品位下降，锌品位上升。综合考虑，确定C6403总用量为300 g/t，即粗选1、2、3 的用量分别为 150、75、75 g/t。

2.1.3 Na2S用量试验

Na2S用量试验固定C6403总用量为300 g/t，水玻璃总用量为8 000 g/t，铅精矿指标见图3。

图3 Na2S用量试验铅粗精矿指标Fig.3 Floatation index of lead rough concentrate with different dosage of Na2S

由图3可见，Na2S总用量低于4 000 g/t时，铅粗精矿中铅和银的回收率、以及锌含量均随Na2S用量的增加而上升;进一步增大Na2S用量，铅粗精矿中铅和银的回收率、以及锌含量均随Na2S用量的增加而下降，铅粗精矿铅品位变化不大。综合考虑，确定Na2S总用量为4 000 g/t，即粗选1、2、3的用量分别为 2 000、1 000、1 000 g/t。

2.1.4 水玻璃用量试验

水玻璃用量试验固定C6403总用量为300 g/t，Na2S总用量为4 000 g/t，铅精矿指标见图4。

图4 水玻璃用量试验铅粗精矿指标Fig.4 Floatation index of lead rough concentrate with different dosage of sodium silicate

由图4可见，随着水玻璃用量增大，铅粗精矿锌含量、铅和银的回收率均明显下降，铅品位上升。综合考虑，确定水玻璃总用量为8 000 g/t，即粗选1、2、3 的用量分别为 4 000、2 000、2 000 g/t。

2.2 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上拟定了图5所示的闭路流程，试验结果见表4。

图5 闭路试验流程Fig.5 Flow chart of closed circuit floatation

表4 闭路试验结果Table 4 Experimental results of closed circuit floatation %

由表4可见，采用3粗2精、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石，可获得铅品位为42.04%、含锌9.63%、含银668.15 g/t、铅回收率为83.22%、银回收率为66.23%的铅精矿，以及锌品位43.51%、含铅4.56%、含银183.30 g/t、锌回收率为89.36%、银回收率为33.77%的锌精矿。

3 结论

(1)云南某氧化铅锌矿铅、锌、银品位分别达17.67%、31.66%、352.90 g/t，均具有较高的回收价值;矿石中的异极矿、白铅矿含量分别占矿物总量的58.31%和22.79%，占矿物总量12.81%的脉石矿物白云石和方解石，在高温熔炼铅锌过程中有改善炉渣性质的效果。因此，该矿石的分选实质上就是异极矿和白铅矿的分离。

(2)昆明冶金研究院自主开发的新型螯合捕收剂C6403对该氧化矿中的白铅矿具有良好的选择性捕收效果。

(3)采用3粗2精、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石，获得的铅精矿铅品位为42.04%、含锌9.63%、含银668.15 g/t、铅回收率为83.22%、银回收率为66.23%，获得的锌精矿锌品位为43.51%、含铅4.56%、含银183.30 g/t、锌回收率为89.36%、银回收率为33.77%，铅精矿、锌精矿的质量均达到了冶炼要求。

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