西南某低品位硫化鉛鋅礦選礦試驗研究

湯優(yōu)優(yōu) 陳 雄 1

（1.廣東省科學(xué)院資源綜合利用研究所，廣東廣州510650；2.稀有金屬分離與綜合利用國家重點實驗室，廣東廣州510650；3.廣東省礦產(chǎn)資源開發(fā)和綜合利用重點實驗室，廣東廣州510650）

鉛鋅作為國民經(jīng)濟建設(shè)中的重要有色金屬，在諸多領(lǐng)域廣泛應(yīng)用。鉛是最軟的重金屬，可制成鉛蓄電池、顏料、油漆和光學(xué)儀器、原子能工業(yè)及X射線儀器設(shè)備的防護材料等。鋅在有色金屬的消費中僅次于銅和鋁，廣泛用于鋼材和鋼結(jié)構(gòu)件表面防腐蝕的鍍層，合金制造以及化工行業(yè)等。

隨著中國鉛鋅工業(yè)的高速發(fā)展和鉛鋅冶煉產(chǎn)能的擴張，國內(nèi)外對低品位鉛鋅礦資源的開發(fā)利用越來越重視。低品位鉛鋅礦石的開發(fā)利用以浮選法為主，但生產(chǎn)過程中的磨礦成本、藥劑成本、浮選指標直接決定企業(yè)的盈虧。因此，如何提高鉛鋅礦石分選效率、降低生產(chǎn)成本對于低品位鉛鋅礦石開發(fā)利用顯得尤為重要［1-3］。

本研究針對西南某低品位硫化鉛鋅礦石進行了工藝礦物學(xué)研究，查明影響鉛鋅選礦指標的礦物學(xué)因素；通過重液浮沉試驗判定礦石預(yù)選拋尾的可行性，并進行了詳細的浮選回收試驗研究。根據(jù)重液浮沉試驗和浮選試驗結(jié)果，提出了重介質(zhì)預(yù)選富集—浮選分離聯(lián)合工藝流程，為同類型低品位鉛鋅礦石資源高效開發(fā)利用提供借鑒。

1 原礦性質(zhì)

1.1 化學(xué)多元素分析

表1為原礦化學(xué)多元素分析結(jié)果。

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

由表1可知，原礦中具有回收價值的金屬元素為鉛和鋅，品位分別為2.99%和1.57%；原礦中銀的品位為10.80 g/t，可隨同鉛鋅浮選精礦伴生回收；原礦中雜質(zhì)成分主要為SiO2和Al2O3，含量分別為64.57%和7.17%，有害元素砷的含量為0.18%，其存在會影響浮選精礦的品質(zhì)。

1.2 鉛、鋅物相分析

對原礦進行了鉛、鋅物相分析，結(jié)果分別見表2和表3。

由表2和表3可知，原礦中鉛主要以硫化鉛形式存在，分布率為94.31%；鋅主要以硫化鋅形式存在，分布率為92.36%，該礦石屬于典型的硫化鉛鋅礦。

1.3 主要礦物及其含量

通過鏡下觀察、人工重砂分析及X-射線衍射分析，得到原礦中主要礦物及其含量，結(jié)果見表4。

由表4可知，原礦中有硫化物、碳酸鹽、氧化物、硅酸鹽、磷酸鹽5類礦物存在，主要金屬礦物為方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦，含量分別為3.45%、2.34%和5.16%；脈石礦物主要為方解石、石英、絹云母等。

1.4 主要礦物的嵌布特征

原礦中方鉛礦呈自形-半自形，多包裹閃鋅礦，與閃鋅礦關(guān)系密切（圖1（a））；閃鋅礦與黃鐵礦、方鉛礦、毒砂混雜分布（圖1（b））；細粒黃鐵礦稠密浸染于透明礦物顆粒之間（圖1（c））；毒砂多與黃鐵礦混雜分布，部分毒砂呈稀疏-稠密浸染狀分布在透明礦物顆粒之間（圖1（d））。

礦物嵌布特征結(jié)果表明，方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦以及毒砂礦物間混雜分布，呈現(xiàn)出集合體嵌布趨勢，其中方鉛礦多包裹閃鋅礦，緊密共生。因此，鉛鋅礦物浮選分離難度較大，需通過合理的磨礦細度，減少鉛、鋅精礦中的鉛、鋅互含。

2 結(jié)果與討論

2.1 重液浮沉試驗

由原礦工藝礦物學(xué)分析結(jié)果可知，方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦呈現(xiàn)出集合體嵌布趨勢，在中碎后有大量單體脈石產(chǎn)出，具備預(yù)選拋尾的先決條件。通過預(yù)選拋尾不僅能提高入選品位、減少入磨量、降低選礦成本，還可以緩解低品位礦產(chǎn)資源開發(fā)利用普遍面臨的大量尾礦堆存的環(huán)境問題［4-6］。

為考察該礦石重介質(zhì)預(yù)選拋尾的可能性，將原礦閉路碎礦至-12 mm，篩除-1 mm細粒級部分，粗粒級部分分成12～5 mm粒級和5～1 mm兩種粒級產(chǎn)品（稱為產(chǎn)品1和產(chǎn)品2），采用三溴甲烷與無水乙醇配制成密度為 2.6 kg/m3、2.7 kg/m3、2.8 kg/m3的 3 種重液，將兩種粒級產(chǎn)品依次通過上述3種密度的重液進行重液浮沉試驗，根據(jù)礦石密度與重液密度差異，分離得到不同密度區(qū)間的產(chǎn)品。具體試驗流程見圖2，試驗結(jié)果見表5。

由表5可知，當重液密度為2.7 kg/m3時，得到密度小于2.7 kg/m3的輕產(chǎn)品相對原礦產(chǎn)率為45.20%，鉛品位為0.29%、相對原礦鉛損失率為4.48%，鋅品位為0.23%、相對原礦鋅損失率為6.62%；得到密度大于2.7 kg/m3的重產(chǎn)品鉛品位10.48%、鋅品位5.37%，相對原礦品位富集近3倍。研究結(jié)果表明該低品位鉛鋅礦具備預(yù)選拋尾條件，可采用重介質(zhì)選礦技術(shù)進行預(yù)選拋尾。

2.2 浮選試驗

本試驗針對原礦進行了詳細的浮選試驗研究，了解礦石中鉛、鋅礦物浮選分離難易程度以及鉛鋅回收指標情況。

2.2.1 試驗方案制定

由于方鉛礦的天然可浮性比閃鋅礦好，閃鋅礦被抑制后通過活化可恢復(fù)良好的可浮性，鉛鋅分離一般采用抑鋅浮鉛的方案。根據(jù)文獻報道，采用乙硫氮作為方鉛礦捕收劑時，在低堿度礦漿及低捕收劑用量條件下方鉛礦浮選效果好，受黃鐵礦影響較?。?-10］。因此，本試驗擬充分發(fā)揮方鉛礦和黃鐵礦間可浮性差異，避免“強抑強拉”的藥劑消耗，在低堿度礦漿體系下，采用鉛優(yōu)先浮選—鋅硫混選再分離的流程方案，浮選試驗原則流程如圖3所示。

2.2.2 鉛優(yōu)先浮選條件試驗

2.2.2.1 磨礦細度試驗

磨礦作業(yè)使目的礦物與脈石礦物充分單體解離，為目的礦物有效回收提供有利條件。試驗采用“1粗1掃”，固定粗選條件：石灰用量1 000 g/t（此時礦漿pH值為8.0），硫酸鋅+亞硫酸鈉用量（1000+500）g/t，乙硫氮用量40 g/t，掃選階段乙硫氮用量 20 g/t，考察磨礦細度對鉛粗精礦（粗掃選精礦合并，以下同）指標的影響，結(jié)果見圖4。

由圖4可知，隨著磨礦細度增加，鉛粗精礦中鋅品位及鋅回收率逐漸降低，鉛粗精礦中鉛品位逐漸升高，而鉛回收率呈先增加后降低的趨勢。一段磨礦磨礦細度的增加，對鉛粗精礦中鋅含量的影響較小。綜合考慮，后續(xù)試驗?zāi)サV細度確定為-0.074 mm占70%。

2.2.2.2 硫酸鋅+亞硫酸鈉用量試驗

硫酸鋅是閃鋅礦良好的抑制劑，與亞硫酸鈉共用時抑制作用強烈［11］。本試驗選用硫酸鋅和亞硫酸鈉配合使用，比例為2∶1，試驗采用“1粗1掃”，固定粗選條件：磨礦細度-0.074 mm占70%，石灰用量1 000 g/t，乙硫氮用量40 g/t，掃選階段乙硫氮用量20 g/t，考察硫酸鋅+亞硫酸鈉用量對鉛粗精礦（粗掃選精礦合并）指標的影響，結(jié)果見圖5。

由圖5可知，隨著硫酸鋅+亞硫酸鈉用量的增加，對閃鋅礦抑制作用增強，鉛粗精礦中鋅品位逐漸降低，鉛品位逐漸升高，但鉛回收率逐漸降低。當硫酸鋅+亞硫酸鈉用量超過（1 500+750）g/t時，鉛粗精礦中鉛回收率下降明顯。因此，后續(xù)試驗硫酸鋅+亞硫酸鈉用量確定為（1 500+750）g/t。

2.2.2.3 乙硫氮粗選用量試驗

乙硫氮作為方鉛礦捕收劑時，具有良好的選擇性和捕收能力，而對黃鐵礦捕收能力較弱，可減少黃鐵礦對方鉛礦浮選影響。捕收劑與抑制劑、pH值調(diào)整劑等存在交互作用，當捕收劑用量過多時，pH值調(diào)整劑、抑制劑用量也需增大，導(dǎo)致藥劑消耗。本試驗在石灰用量1 000 g/t（礦漿pH為8.0）的低堿度體系下，采用“1粗1掃”，固定粗選條件：磨礦細度-0.074 mm占70%，硫酸鋅+亞硫酸鈉用量（1 500+750）g/t?？疾煲伊虻诌x用量對鉛粗精礦（粗掃選精礦合并）指標的影響，結(jié)果見圖6。掃選乙硫氮用量為粗選用量的1/2。

由圖6可知，當乙硫氮粗選用量僅為20 g/t時，鉛粗精礦中鉛回收率也能達到85%，鉛粗精礦中鋅品位最低；隨著乙硫氮粗選用量的增加，鉛粗精礦中鉛回收率增加，鋅品位及鋅回收率也增加；當乙硫氮粗選用量超過60 g/t時，鉛粗精礦中鉛回收率基本不變，但鉛粗精礦中鋅回收率增加明顯。因此，后續(xù)試驗乙硫氮粗選用量確定為60 g/t，掃選用量確定為30 g/t。

2.2.3 鋅硫混浮條件試驗

硫酸銅是閃鋅礦常用的活化劑，可在閃鋅礦的表面生成一層易浮的硫化銅薄膜，起到活化閃鋅礦的作用；丁基黃藥是閃鋅礦常用的捕收劑。鋅硫混浮階段條件試驗的給礦為鉛優(yōu)先浮選尾礦，選用硫酸銅作為活化劑，丁基黃藥作為捕收劑。

2.2.3.1 硫酸銅粗選用量試驗

試驗采用“1粗1掃”，固定丁基黃藥粗選用量為100 g/t，掃選用量為50 g/t，考察硫酸銅粗選用量對鋅粗選精礦（粗掃選精礦合并）指標的影響，結(jié)果見圖7。硫酸銅掃選用量為粗選用量的一半。

由圖7可知，隨著硫酸銅粗選用量的增加，鋅粗精礦中鋅回收率升高幅度較大，鋅品位下降明顯，說明硫酸銅對閃鋅礦活化作用明顯。當硫酸銅粗選用量超過200 g/t時，鋅粗精礦鋅回收率上升幅度不明顯。后續(xù)試驗硫酸銅粗選用量確定為200 g/t，掃選用量為100 g/t。

2.2.3.2 丁基黃藥用量試驗

試驗采用“1粗1掃”，固定硫酸銅粗選用量為200 g/t，掃選用量為100 g/t，考察丁基黃藥粗選用量對鋅粗選精礦（粗掃選精礦合并）指標的影響，結(jié)果見圖8。丁基黃藥掃選用量為粗選用量的1/2。

由圖8可知，隨著丁基黃藥粗選用量的增加，鋅粗選精礦中鋅回收率增加，鋅品位呈下降趨勢。當丁基黃藥粗選用量超過100 g/t時，鋅粗選精礦中鋅回收率基本不變。因此后續(xù)試驗硫酸銅粗選用量確定為100 g/t，掃選用量為50 g/t。

本試驗鋅硫混選精礦通過1次精選后進入鋅硫分離作業(yè)，采用石灰為黃鐵礦抑制劑，調(diào)節(jié)礦漿pH值至10.0，浮選閃鋅礦抑制黃鐵礦，分別得到鋅精礦和硫精礦；鋅硫混選精礦增加再磨作業(yè)，使閃鋅礦和黃鐵礦得到充分解離，降低硫精礦中鋅品位，提高鋅硫分離效果。

2.2.4 全流程閉路試驗

在上述條件試驗基礎(chǔ)上，利用實驗室靜態(tài)的單元試驗?zāi)M生產(chǎn)現(xiàn)場動態(tài)的過程，考察藥劑累計、中礦礦物分配對浮選的影響，進行了全程閉路試驗。鉛優(yōu)先浮選階段采用1次粗選和1次掃選，鉛粗精礦再磨后2次精選流程；鋅硫混選段采用1次精礦、1次粗選和1次掃選，鋅硫混合精礦再磨后進行鋅硫分離，鋅硫分離流程為1次粗選、1次掃選和1次精選。試驗流程見圖9，閉路試驗結(jié)果見表5。

注：Ag的品位單位為g/t。

由表5可知，在低堿度礦漿體系，采用鉛優(yōu)先浮選—鋅硫混選再分離流程，最終可得到鉛品位69.26%、鉛回收率95.21%，銀品位126.60 g/t、銀回收率為47.13%的鉛精礦及鋅品位59.83%、鋅回收率84.26%的鋅精礦。

3 結(jié) 論

（1）原礦中鉛、鋅和銀的含量分別為2.99%、1.57%和10.80 g/t，鉛主要以硫化鉛的形式存在，分布率為94.31%；鋅主要以硫化鋅的形式存在，分布率為92.36%；原礦中主要金屬礦物為閃鋅礦、方鉛礦、黃鐵礦，脈石礦物主要為方解石、石英和絹云母等。

（2）通過重液浮沉試驗發(fā)現(xiàn)，當重液密度為2.7 kg/m3時，密度大于2.7 kg/m3產(chǎn)品鉛鋅品位相對原礦富集近3倍；密度小于2.7 kg/m3產(chǎn)品相對原礦產(chǎn)率為45.20%，鉛、鋅損失率分別為4.48%和6.62%，密度小于2.7 kg/m3產(chǎn)品鉛、鋅損失較低。該低品位鉛鋅礦具備預(yù)選拋尾有利條件，可采用重介質(zhì)選礦技術(shù)進行預(yù)選拋尾。

（3）通過浮選試驗研究，在低堿度礦漿體系，磨礦細度-0.074 mm占70%的條件下，采用鉛優(yōu)先浮選—鋅硫混選再分離的流程方案，可獲得鉛品位為69.26%、鉛回收率為95.21%的鉛精礦和鋅品位為59.83%、鋅回收率為84.26%的鋅精礦。該浮選流程主要在低堿度礦漿體系下進行，充分利用礦物間可浮性的差別，具有藥劑用量少、流程簡單等特點。

（4）采用重介質(zhì)選礦技術(shù)進行預(yù)選拋尾，不僅可以提高入選品位，減少入磨量，降低選礦成本，而且粗粒拋尾廢石可綜合利用，減少尾礦堆存，對低品位鉛鋅礦開發(fā)利用具有一定的現(xiàn)實意義。后續(xù)應(yīng)繼續(xù)針對該礦石進行重介質(zhì)旋流器分選中試試驗，驗證預(yù)選拋尾可行性以及重介質(zhì)預(yù)選富集—浮選分離聯(lián)合工藝的鉛鋅綜合指標，為工業(yè)化應(yīng)用提供依據(jù)。