低品位铅锌硫化矿浮选

师 彬，白 杨，苗腾飞

（1.巴彦淖尔市乌拉特后旗紫金矿业有限公司，内蒙古 巴彦淖尔 015500；2.内蒙古太平矿业有限公司，内蒙古 巴彦淖尔 015300）

本文研究选取的对象为某低品位铅锌硫化矿，该低品位铅锌硫化矿所含有的金属矿物质较多，其中，闪锌矿、方铅矿为该硫化矿中的主要硫化矿物。结合本次研究对象的矿石特点，基于该矿产生产的实际情况，经过多方案对比后，最终确定采用优先浮选铅，浮选铅完成后采用铅粗精矿细磨后再精选，最后采用选锌的浮选流程，并获取较好的铅精矿、锌精矿，矿产中银可以当做伴生矿物富集进入铅精矿和锌精矿[1]。

1 矿石性质

1.1 矿石的物质组成

该硫化矿中的金属矿物包含方铅矿、闪锌矿、软锰矿以及毒砂等。脉石矿物主要包含白云石、石英、更长石、方解石等[2]。原矿石化学元素分析结果如表1所示。铅锌物相分析结果如表2、表3所示。

表1 原矿多元素分析结果

表2 铅物相分析结果

表3 锌物相分析结果

1.2 铅锌矿物的赋存状态

该硫化矿元矿石整体呈现出较为明显的粒状结构、脉冲结构以及压碎结构。原矿石中的方铅矿为粒装集合体，闪锌矿呈现出裂隙分布状态，各金属矿物质间具有较为明显的共生关系[3]。故在进行优化浮选过程时应注意提高磨矿细度，确保铅锌连生体矿物解离效果达到预期效果，进而保证铅、锌和脉石矿物达到有效分离。

2 选矿试验

2.1 选矿工艺流程的确定

2.1.1 混合浮选流程

原矿石中铅锌的含量稍低，因此考虑在进行铅锌解离前首先进行混合浮选。经测定最优情况下铅精矿含铅29.32%，含锌27.13%；锌精矿含锌41.23%，含铅9.12%。可见该实验结果远未达到预期目标。究其原因在于原矿石中的有价成分嵌布粒度较细，对于原矿细磨以及混合精矿再磨，整个实验结果均不能够满足实际要求。在混合浮选流程中，要想原矿石中的锌元素充分解离，则必然需要在浮选过程中添加捕收剂丁基黄药，但是在浮选过程中所使用的药剂会残留在铅锌混合粗精矿中，导致锌难以被抑制，使得铅锌混合精矿难以解离。

2.1.2 原矿细磨优选浮选流程

如前文所述，该铅锌硫化矿中的金属矿物共生关系密切，当磨矿细度-74μm占比达到73%时，应首先浮选铅，在四次精选铅精矿后，发现铅含量仍然高达49.45%，含锌9.23%，说明磨矿细度不能够实现铅锌的单体分离，究其原因，在于部分金属矿石以连生体形式存在于铅精矿中。

当将原矿细磨至-74μm占比达到95.24%时，利用优先浮选铅获取的指标如下：锌精矿铅品位2.13%，锌品位47.23%，含银240g/t；铅精矿铅品位53.01%，锌品位4.91%，含银552g/t。经对比后发现，使用原矿细磨优选浮选流程显然优于混合浮选流程，但因为该铅锌硫化矿原矿石品位过低，所以如果采用细磨矿必然导致选矿厂消耗大量的资源，且处理量过低，增加了选矿成本。所以不宜采用原矿细磨优选浮选方案。

2.1.3 原矿粗磨优先浮选-铅粗精矿再磨试验流程

结合上述试验数据，先对原矿粗磨，优先浮选铅，最后对铅的粗精矿再磨再精选，该流程能够最大限度地减少选矿厂的能耗，并提升选矿厂的处理量。因为该低品位铅锌硫化矿中的铅锌嵌布粒度较细，具备较好的可浮性，这就使得铅极易被从尾矿中解离出。

由于铅锌连生体经过药剂处理后被吸收到铅粗精矿中，因此可以通过再次磨矿使得铅锌单体解离，且解离完成后的锌能够从铅精矿中被抑制下来，极大地减少了铅精矿中锌单体的含量，达到提升铅精矿产品质量的目的。

2.2 条件试验研究

2.2.1 磨矿细度实验

当磨矿细度变大时，铅锌单体与脉石矿物的解离效果较好，此时，浮选尾矿中铅锌品位以及回收率率都有明显的下降趋势。

当磨矿细度-74μm达到73%时，铅锌尾矿品位处于较低的位置，如果在此基础上提升磨矿的细度，则铅品位以及回收率会逐渐提高。考虑到铅锌品位以及铅在尾矿中的回收率，根据现场选矿磨机能力，确定磨矿细度-74μm73%最佳。

2.2.2 捕获剂种类对比试验

一般使用黄药、黑药等作为金属硫化矿浮选工艺中的捕获剂，这类捕获剂内部的亲固基可以与金属硫化矿表面的二价硫原子产生吸附，进而达到解离金属矿与硫化矿的目的。磨矿细度试验的基础上进行捕收剂用量试验，发现乙硫氮作为铅的捕收剂能够极大地提升铅锌精矿品位，且锌单体具有较高的回收率，铅回收率较低，说明该捕收剂具备较好的选择性，能够实现铅锌的解离。

3 浮选试验

通过上述各条件试验与方案的比对最终确定了本次试验选择原矿粗磨优先选铅工艺。铅粗精矿再磨、铅五次精选、锌一次初选、五次精选的选别流程，并进行了闭路试验

4 结论

通过对捕收剂、抑制剂以及工艺流程的合理试验，最终确定选用抑锌浮铅的优先浮选流程，经浮选闭路试验证明该工艺流程具有较好的分离效果，且确保矿石中银能够被有效地回收。