西藏某含硫铅锌矿选矿实验研究

祝杰，刘应冬，邓杰，周家云

(1.中国地质调查局应用地质调查中心，四川 成都 610036；2.中国地质科学院矿产综合利用研究所，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、锌矿产作为广泛应用于各行业的战略矿产，在我国分布范围宽、储量大，综合利用前景广[1-2]。但贫矿多[3-4]，成矿环境复杂，共生和伴生组分多[5-6]，嵌布关系复杂，采选方式存在很大差别[7]。

以西藏某铅锌矿为研究对象，矿石主要以硫化矿为主，并且金属矿物含量较高，矿石的构造主要是以致密块状和稠密浸染状为主；有用元素以铅锌为主；矿石中磁黄铁矿在矿石中含量高、广泛分布，是构成硫化矿物的主体组成，铅锌矿物与磁黄铁矿之间的嵌布关系也十分的密切[8-9]，矿物间最常见为固溶体分离结构[10-11]及交代结构[12]，从而会导致在铅锌矿物之间以及铅锌矿物与磁黄铁矿之间主要为细密嵌布，无法达到完全单体解离[8]。基于此难点，本文针对生产现场矿石解离不充分及其浮选过程中铅锌分离效率不高[13]等问题，开展了选矿工艺流程和药剂配比实验研究，最终实现了铅锌高效分离和回收。

1 矿物性质

矿区矿物质组分相对复杂，主要有硫（氧）化物、单质矿物及硅酸（硫酸、碳酸）盐矿物。主要金属矿物为：闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂；主要非金属矿物为：石英、方解石、白云石、萤石、透闪石。矿石的构造关系与热液成因密切相关，主要分为两类：一为氧化矿石的土状、蜂窝状构造，二是从热液中结晶析出的构造以致密块状构造、细脉浸染状构造为主，稀疏浸染状、中等-稠密浸染状次之。矿物间的结构主要为热液结晶、熔蚀及固溶体分离结构。结晶结构以交代残余结构为主，包括自形粒状结构、半自形粒状结构、它形粒状结构、溶蚀结构；乳滴状结构主要出现在固溶体分离结构中。

图2 闪锌矿沿方解石粒间交代的显微特征Fig.2 Microscopic characteristics of sphalerite metasomatism along calcite grains

图3 方铅矿包裹呈交代残留的闪锌矿显微特征Fig.3 Microscopic characteristics of sphalerite encapsulated by galena with metasomatic residue

主要有价元素物相分析的结果见表1 ～ 3，矿石多元素分析结果见表4。

表1 铜物相分析结果Table 1 Result of copper phase analysis of ore

表2 铅物相分析结果Table 2 Result of lead phase analysis of ore

表3 锌物相分析结果Table 3 Result of zinc phase analysis of ore

表4 矿石多元素分析结果/%Table 4 Result of multi element analysis of ore

由分析结果可知，矿石中含量较高的是铅锌矿物，它是主要回收对象；而铜矿物含量较低，就以原生硫化铜为主，占铜矿物含量的89%左右，同时含有8%左右的次生硫化铜，铜的金属量也比较少，而且为了降低铅锌矿中的互含，在选取铜矿物时就需要加入抑制铅锌矿物的抑制剂，同时还要选用捕收能力弱的捕收剂来回收铜矿物[14]，不仅导致铜的回收率比较低，还费时费力，考虑到经济成本因素，因此在这项工作中就不考虑铜矿物的回收；铅矿物以方铅矿为主，占铅矿物含量81%左右，氧化铅含量也较高，占铅矿物含量19%左右，氧化铅以白铅矿为主，在铅锌分离中对氧化铅的回收难度较大；闪锌矿作为锌矿物主要成分，在锌矿物含量中占比95%以上，氧化锌含量较低。

2 实验结果与分析

从矿石性质可知，该矿石矿物种类多、结构复杂，浮选难度很大。目前，铅锌选矿常用的捕收剂有丁基黄药、乙基黄药、乙硫氮、丁铵黑药、苯胺黑药等。有研究表明，分别采用EML3和EML6作为螯合捕收剂，可以对矿石中铅锌分离有良好的效果[8]。本次实验采用的是铅—锌全优浮选工艺流程，在自然pH值条件下，采用适宜的磨矿细度，再加入抑制剂硫酸锌和硫化钠，选择EML3作捕收剂，进行铅矿物浮选；在加入石灰调整矿浆pH=11的条件下，加入硫酸铜和水玻璃作为抑制剂，采用EML6作捕收剂，进行锌矿物浮选。

2.1 铅粗选条件实验

2.1.1 磨矿细度对浮选分离的影响

主要金属矿物能否有效解离，磨细度是关键的一步[15]。采用硫酸锌用量1000 g/t、硫化钠用量300 g/t，捕收剂EML3用量35 g/t，考察了铅粗选磨矿细度对铅锌品位以及回收率的影响，实验结果见图4。

图4 磨矿细度实验结果Fig.4 Result of grinding fineness

从图4中可以得出磨矿细度对选矿指标的影响比较明显。随着磨矿细度的增加，在铅粗精矿中铅的回收率由81.46%提高到91%，明显提高，但铅品位由28.07%降低到21.21%，明显降低，且锌在铅精矿中的损失率由19.16%增加到31%，明显增加；锌粗精矿中的铅含量降低、锌品位由21.88%提高到25.92%，但锌回收率由76.66%降低到66.43%。因此，选择-0.074 mm磨矿细度，含量为87.5%。

2.1.2 硫酸锌对浮选指标的影响

硫酸锌通常作为含硫铅锌矿物的一种优良的抑制剂来使用[16]。为研究硫酸锌对浮选指标的影响，固定磨矿细度为-0.074 mm 87.5%、硫化钠用量300 g/t，捕收剂EML3用量35 g/t，进行了硫酸锌用量实验，实验结果见图5。

图5 硫酸锌用量实验结果Fig.5 Result of zinc sulfate dosage tests

逐渐增大硫酸锌试剂量，铅粗精矿中含铅量由20.51%明显提高到27.75%，含锌量有所降低。当硫酸锌用量达到2000 g/t时，铅粗精矿中含锌达到7.88%，但铅回收率较低。最后，选取硫酸锌用量为1500 g/t 作为铅粗选的适宜条件。

2.1.3 EML3捕收剂对浮选指标的影响

由于铅锌可浮性相近，需采用高选择性的EML3捕收剂才能实现铅的优先浮选[17]。为此，在选取磨矿细度为-0.074 mm 87.5%，硫酸锌用量1500 g/t，硫化钠用量300 g/t的条件下，进行了捕收剂EML3用量实验，实验结果见图6。

图6 捕收剂EML3用量实验结果Fig.6 Result of collector EML3 dosage tests

从结果表明，随着加入EML3捕收剂用量不断增加，在铅粗精矿中铅的回收率明显提升。但是，当EML3用量较大时，铅粗精矿品位呈下降趋势，并且锌的损失也明显增加。因此，综合考虑实验确定铅一次粗选作业适宜的EML3用量为35 g/t左右。

2.1.4 硫化钠对浮选指标的影响

在复杂硫化铅锌矿浮选分离过程中，由于铅、锌矿物可浮选性相近，且溶液中的铅离子又是锌矿物的活化剂[18]。因此，在优先浮选铅时，锌硫化矿物的抑制比较重要。选择磨矿细度为-0.074 mm 87.5%，硫酸锌用量1500 g/t，捕收剂EML3用量35 g/t，进行硫化钠用量实验，实验结果见图7。

图7 硫化钠用量实验结果Fig.7 Result of sodium sulfide dosage tests

图7 表明，添加硫化钠对铅的回收率及锌在铅精矿中的损失率影响不大，但有利于提高铅粗精矿品位，确定硫化钠用量100 g/t时较为适宜。

2.1.5 硫酸锌对铅粗精矿浮选指标的影响

为提高铅精矿的品位，使用硫酸锌作为抑制剂，对铅粗精矿进行精选。为研究硫酸锌对铅粗精矿浮选指标的影响，选择磨矿细度为-0.074 mm 87.5%、硫化钠用量100 g/t，捕收剂EML3用量35 g/t，进行硫酸锌用量实验，实验结果见图8。

图8 铅一次精选硫酸锌用量实验结果Fig.8 Result of zinc sulfate dosage tests used in primary cleaning of lead

图8 表明，铅精选作业添加硫酸锌对锌矿物有较明显的抑制作用，有利于提高铅精矿品位。实验确定适宜的硫酸锌用量为400 g/t。

2.2 锌粗选条件实验

2.2.1 石灰对浮选效指标的影响

在锌矿物浮选过程中，适度的酸碱度既有利于锌矿物的上浮，又有利于抑制硫化物的干扰[19]。为研究不同的酸碱度对浮选效果的影响，选择磨矿细度为-0.074 mm 87.5%，硫酸铜用量为600 g/t，捕收剂EML6用量为40 g/t，进行锌矿粗选石灰试剂用量实验，实验结果见图9。

图9 石灰用量实验结果Fig.9 Result of lime dosage tests

图9 表明，选锌作业添加石灰有利于提高锌精矿品位。但是，若石灰量较大，则不利于回收锌矿物。实验确定石灰用量为2000 g/t较为适宜。

2.2.2 硫酸铜对浮选指标的影响

在复杂硫化铅锌矿浮选分离过程中，硫酸铜常被作为锌矿物浮选的活化剂。固选择磨矿细度为-0.074 mm 87.5%，加入石灰试剂量2000 g/t，加入捕收剂EML6为40 g/t，进行硫酸铜试剂用量实验（图10）。

图1 闪锌矿与磁黄铁矿、黄铜矿粒间交代的显微特征Fig.1 Microscopic characteristics of intergranular metasomatism of sphalerite with pyrrhotite and chalcopyrite

图10 硫酸铜用量实验结果Fig.10 Result of copper sulphate dosage tests

图10 表明，添加硫酸铜可明显提高锌的回收率。但是，若硫酸铜用量过高，则由于强化了锌连生体矿物的活化，导致锌粗精矿品位明显降低，锌粗精矿中铅的夹带明显增加。实验确定适宜的硫酸铜用量为400 g/t。

2.2.3 EML6捕收剂对浮选指标的影响

选取磨矿细度为-0.074 mm 87.5%，加入石灰用量2000 g/t，硫酸铜用量400 g/t，采用捕收剂EML6进行用量实验，实验结果见图11。

图11 捕收剂EML6用量实验结果Fig.11 Result of collector EML6 dosage tests

实验结果表明，随着EML6捕收剂用量的增加，锌粗精矿中的锌回收率略有提高，锌品位略有降低。实验确定适宜的EML6用量为40 g/t。

2.2.4 水玻璃对浮选指标的影响

通过固定磨矿细度为-0.074 mm含量87.5%，加入石灰用量2000 g/t，硫酸铜用量400 g/t，采用捕收剂EML6用量40 g/t，进行水玻璃用量实验（结果见图12）。

图12 水玻璃用量实验结果Fig.12 Result of Sodium Silicate dosage tests

实验结果表明：添加水玻璃分散剂可明显提高锌粗精矿品位。实验确定当水玻璃试剂用量为500 g/t较为适宜。

2.3 闭路流程对选矿指标的影响

在条件实验的基础上对部分条件调整进行闭路实验，闭路实验结果见表5，闭路实验流程及条件见图13。

图13 闭路实验流程Fig.13 Flowsheet of closed-circuit tests

表5 闭路实验结果Table 5 Result of closed-circuit tests

从表5看出，对该复杂矿石，实验取得了比较理想的选矿指标。另外，铅精矿中含银达760 g/t、银回收率达51.42%。主元素铅、锌得到了较好的回收，伴生的有益元素银也得到了较好的回收利用。尾矿经镜下观察表明，锌矿物以粒径为0.1～0.15 mm包裹黄铁矿、磁黄铁矿和黄铜矿的颗粒为主；铅矿物主要以粒径为0.02 mm左右的氧化铅；黄铁矿粒径在0.015～0.125 mm，大小不均匀，多为单体。在目前金属矿物市场价格前提下，各种主要矿物已不具有综合回收利用价值。

3 结 论

（1）该矿石以硫化矿为主，金属矿物含量较高，矿石构造以致密块状和稠密浸染状为主；有用元素以铅锌为主；矿石中磁黄铁矿含量高、分布广泛，是构成硫化矿物的主体，铅锌矿物与磁黄铁矿嵌布关系非常密切，交代结构和固溶体分离结构常见，从而导致铅锌矿物之间、铅锌矿物与磁黄铁矿之间主要为细密嵌布，无法达到完全单体解离；脉石矿物以碳酸盐为主。由于该矿石矿物间的嵌布关系非常复杂，采用优先浮铅、再浮锌的工艺流程能较好地产出高品级的铅、锌精矿产品。

（2）采用EML3、EML6选矿药剂和合理的工艺流程，取得了较好的选矿指标：铅精矿含铅59.38%、含银760 g/t、含锌3.45%，铅回收率77.07%、银回收率51.42%；锌精矿含锌43.20%、含铅2.43%、锌回收率74.61%。主要元素得到了较好的回收。