滇西難選高硫低品位鉛鋅礦選礦工藝研究*

余艷平，張 晶，高西平，蒲雪麗，邱兆瑩，張漢平

（1.昆明冶金研究院有限公司，云南 昆明 650031；2.云南省選冶新技術重點實驗室，云南 昆明 650031；3.云南省煤炭地質勘查院，云南 昆明 650218；4.昆明有色冶金設計研究院股份公司，云南 昆明 650051；5.昆明冶金高等?？茖W校，云南 昆明 650031）

我國鉛鋅礦資源雖然比較豐富，但是隨著我國經濟的快速發展，對鉛鋅金屬的需求也快速增加，隨著高品位富礦的逐步開采利用，越來越多的低品位難選鉛鋅礦資源不斷受到重視，針對性進行研究，以期合理開發利用。滇西地區某高硫低品位鉛鋅礦成礦條件優越，鉛、鋅礦產資源豐富，為了合理利用該資源，必須綜合回收其中的鉛、鋅、硫等有價元素。

1 原礦性質

原礦化學分析、鉛鋅物相分析結果分別見表1、表2和表3。

表1 原礦化學多元素分析結果Tab.1 Multi-element analysis results of raw ore %

表2 原礦鉛物相分析結果Tab.2 Lead phase analysis results of raw ore %

表3 原礦鋅物相分析結果Tab.3 Zinc phase analysis results of raw ore %

原礦含鉛1.76%，含鋅3.35%，含硫18.25%，屬高硫低品位鉛鋅硫化礦；礦石中的硫主要以黃鐵礦、磁黃鐵礦的形式存在。鉛鋅主要以硫化礦物形式存在，氧化率均不高，其中鉛的氧化率為7.95%，鋅的氧化率為6.87%；礦石中鉛主要以方鉛礦的形式存在，鋅主要以硫化礦物閃鋅礦、鐵閃鋅礦的形式存在。脈石礦物主要有白云石、石英和方解石；鉛鋅礦物大部分嵌布粒度均較粗，但有少量與黃鐵礦、磁黃鐵礦致密共生。

2 選礦工藝流程探討

鉛鋅硫化礦石一般采用浮選工藝選別，但其中硫鐵礦物的種類及含量多少嚴重影響到礦石選礦工藝流程選擇。當礦石中硫鐵礦物種類少含量較小、鉛鋅礦物與硫鐵礦物可浮性差異小時，一般采用“抑硫后先鉛后鋅”的全優先浮選工藝流程[1-4]；當礦石中硫鐵礦礦物種類少含量高時，一般采用“鉛硫混選-鉛硫分離-再選鋅”的工藝流程[5-8]或者“抑硫浮鉛-鋅硫混選-鋅硫分離”的浮選工藝流程[9-11]；當然在鉛硫分離或者鋅硫分離過程中一般還會有粗精礦再磨，以提高單體解離度或者通過擦洗降低礦物表面藥劑濃度，更有利于目的礦物分離；當硫鐵礦物種類多含量大時，一般傳統的選礦工藝流程很難實現有用礦物有效分離，需要采用更加復雜的選礦工藝。

礦石屬高硫低品位鉛鋅硫化礦，主要有價金屬為鉛和鋅，硫可作副產品附帶回收，主要目的礦物為硫化鉛礦物（方鉛礦）和硫化鋅礦物（閃鋅礦及鐵閃鋅礦）。根據鉛鋅硫礦物可浮性的差異、相對含量大小及嵌布特性，若采用全優先浮選工藝流程會導致硫鐵礦物抑制劑石灰用量太大，且添加點眾多，可操作性不強，探索性試驗結果不佳，未深入進行全優先選礦試驗研究，重點進行了“鉛硫混選-鉛硫分離-再選鋅”或“抑硫浮鉛-鋅硫混選-鋅硫分離”的部分混合優先原則工藝流程研究。在流程選擇的前期探索性試驗中發現，礦石中的不同種類的硫鐵礦物（黃鐵礦、磁黃鐵礦） 可浮性差異大，難以被石灰同步抑制，宜采用添加少量的石灰抑制可浮性差的磁黃鐵礦，然后進行“鉛硫混選-鉛硫分離”，最后再選鋅，原則工藝流程入圖1所示。

圖1 原則工藝流程Fig.1 Principle process flow

3 鉛硫混選分離作業

采用常規藥劑進行選別，以石灰作硫鐵礦物抑制劑。以硫酸鋅為主，輔助添加亞硫酸鈉來抑制鋅礦物，且硫酸鋅和亞硫酸鈉按2∶1的比例添加。采用乙基黃藥乙硫氮作捕收劑，730A作為起泡劑，各藥劑掃選用量均為粗選的一半。

3.1 鉛硫混選石灰用量試驗

在磨礦細度為-0.074 mm占80%，ZnSO4+Na2SO3用量粗選（2 000+1 000） g/t，乙基黃藥用量為（40+10）g/t的條件下，進行“鉛硫混選”作業的石灰用量試驗，試驗流程為一粗一掃。試驗結果見圖2。

圖2 鉛硫混選粗選石灰用量試驗結果Fig.2 Lime dosage test results for lead and sulfur mixed rough concentration

從圖中可以看出，隨著石灰用量的增加（礦漿pH值從8到11），鉛精礦中鉛的品位先增加后逐漸降低，鉛的回收率呈一直下降趨勢，這主要是由于適量石灰可以抑制部分可浮性差的硫鐵礦（大部分是磁黃鐵礦），有助于精礦品位的提高，但當石灰用量過大時，部分鉛硫連生體也被抑制下去且礦漿也會變粘浮選泡沫夾帶嚴重，使得精礦中鉛的品位逐漸降低。綜合考慮，粗選石灰用量為2 000 g/t（礦漿pH值9左右）。

3.2 鉛硫混選抑制劑ZnSO4+Na2SO3用量試驗

在磨礦細度為-0.074 mm占80%，石灰用量為（2 000+1 000） g/t，乙基黃藥用量為40 g/t的條件下，進行ZnSO4+Na2SO3用量試驗，試驗流程為一粗一掃。試驗結果見圖3。

圖3 鉛硫混選抑制劑ZnSO4+Na2SO3粗選用量試驗結果Fig.3 The test results of dosage of the mixed flotation inhibitor depressor ZnSO4+Na2SO3for rough concentration

從圖中可以發現隨著ZnSO4+Na4SO3用量的增加，精礦中鋅的品位回收率均逐步下降，添加適量的ZnSO4+Na4SO3有利于降低鉛硫混合精礦中鋅的損失。綜合考慮，ZnSO4+Na4SO3粗選作業用量為 （2 000+1 000） g/t。

3.3 鉛硫混選乙基黃藥用量試驗

在磨礦細度為-0.074 mm占80%、粗選中石灰用量為2 000 g/t，ZnSO4+Na4SO3用量以粗選（2 000+1 000） g/t時，進行選硫化鉛乙基黃藥用量試驗，試驗流程為一粗一掃。試驗結果見圖4。

圖4 乙基黃藥粗選用量試驗結果Fig.4 Test results of sodium ethylxanthate dosage for rough concentration

從圖中可以發現，隨著乙基黃藥用量的增加，混合精礦中鉛的品位先增加后降低，鉛的回收率逐步提高，但鋅在混合精礦中的損失逐步增加。本試驗選擇乙基黃藥用量：粗選40 g/t、掃選10 g/t。

3.4 鉛硫混選粗精礦再磨細度試驗

礦石粗磨后經一粗兩次精選（粗精礦再磨細度不同）后獲得的鉛硫混合精礦再進行一次分離及一次掃選鉛的鉛硫分離流程，以考查不同再磨細度對降低鋅在混合精礦中的損失及提高鉛的品位的影響，試驗流程為混合物粗精礦經兩次精選脫鋅后再磨再鉛硫分離。試驗結果見圖5。

圖5 鉛硫粗精礦再磨細度試驗結果Tab.5 Regrinding fineness test results of lead-sulfur rough concentrate

試驗結果表明，隨著再磨細度的增加，鉛精礦鉛的品位先明顯增加后略有降低，從不再磨時的42.35%提高到52.80%再降低至51.48%，但鉛回收率先是明顯提高后保持穩定，從11.58%提高至18.03%并穩定在18%左右。硫精礦中鉛的品位及鉛在硫精礦中損失均逐漸降低，鉛硫礦物得到較好的分離。綜合考慮，選擇再磨細度-0.054 mm占97.7%。

3.5 鉛硫分離試驗

對礦石粗磨后經一粗兩次精選（粗精礦再磨至-0.054 mm占97.7%）后獲得的鉛硫混合精礦進行添加不同的石灰用量進行一次分離、一次掃選鉛及一次精選鉛的鉛硫分離試驗，以考查石灰用量對鉛硫分離效果的影響。試驗發現，再磨后的鉛硫礦物可浮性差異較大，只需添加少量的硫礦物抑制劑即可實現鉛硫分離，此時鉛硫分離、一次掃選鉛及一次精選中石灰用量分別為700 g/t、200 g/t、100 g/t，同時在掃選中需添加10 g/t乙硫氮以加強對鉛礦物的捕收，提高鉛回收率。

4 選鋅作業試驗

在選鋅作業中采用硫酸銅作為活化劑，丁基黃藥作捕收劑，同時由于在鉛硫混選尾礦中還含有部分可浮性差的硫鐵礦礦物，因此在本選鋅作業中還需要添加石灰進行抑制，以獲得合格鋅精礦。

4.1 選鋅作業石灰用量試驗

在硫酸銅用量為（100+50） g/t（粗選+掃選）、丁基黃藥用量（50+20） g/t（粗選+掃選） 時進行石灰用量試驗，結果如圖6所示。

圖6 選鋅作業石灰用量試驗結果Fig.6 Test results of lime dosage for zinc flotation operation

從圖中可以發現，需要添加大量的石灰才能將硫鐵礦物抑制，主要是由于鋅礦物與硫鐵礦物的可浮性差異太小，需要采用強壓強拉的工藝才能獲得較好的指標，當石灰用量為3 000 g/t（此時礦漿pH值為13），可以獲得較高含鋅20.56%，鋅回收率59.09%的鋅精礦，其品位及回收率的指標均較佳。

4.2 選鋅作業硫酸銅及丁基黃藥用量試驗

確定了石灰用量后，在丁基黃藥用量（50+20） g/t（粗選+掃選） 時進行硫酸銅用量試驗，發現鋅礦物比較好活化，在硫酸銅用量為（100+50）g/t（粗選+掃選）時即可獲得較佳的鋅選別指標。

確定了石灰、硫酸銅用量后，進行了丁基黃藥用量試驗，其在粗選、掃選用量分別50 g/t、20 g/t時即可將鋅礦物浮選干凈，獲得較好的選鋅指標。

4.3 鋅粗精礦再磨細度試驗

在最佳的粗掃選石灰、丁基黃藥、硫酸銅等藥劑條件下獲得的鋅粗精礦再添加適量石灰進行多次精選，獲得鋅精礦品位仍不高，鋅品位僅39.56%，且回收率也很低，僅23.62%。對該鋅精礦精選鏡下觀察，發現有大量的鋅硫連生體，因此要提高鋅精礦的品位，需要對鋅精礦進行再磨再精選，以提高鋅礦物的單體解離度，降低鋅浮選時鋅精礦中硫礦物的互含。在不同的再磨細度試驗中，發現鋅粗精礦須再磨至-0.054 mm占95%左右才能獲得較高品位及回收率的鋅精礦，此時鋅精礦中鋅品位48.72%，鋅回收率28.94%。

4.4 小型閉路試驗

在上述條件試驗的基礎上，在原礦磨礦細度為-0.074 mm占80%的條件下進行了的一次鉛硫混選及掃選、混選粗精礦再磨至-0.054 mm占97%后再進行兩次精選，混合精礦再進行一次鉛硫分離一次鉛掃選及三次鉛精選，產出鉛精礦及硫精礦；混選掃選尾礦在進行一次抑硫浮鋅粗選及掃選，鋅粗精礦再磨至-0.054 mm占96%后再進行三次鋅精選，產出鋅精礦及尾礦，試驗流程圖見圖7，結果見表4。

表4 小型閉路試驗結果Tab.4 Small closed circuit test results %

圖7 小型閉路試驗流程圖Fig.7 Small closed circuit test flow chart

通過“部分混合優先”的工藝流程使鉛鋅硫三種礦物得到了很好地分離，三種礦物得到充分回收利用，選礦指標較好。

5 結語

1）原礦樣屬難選高硫低品位鉛鋅多金屬硫化礦，鉛鋅含量均較低，含鉛1.76%、含鋅3.35%，含硫高達18.25%；

2）鉛鋅主要以硫化礦物形式存在，硫主要以黃鐵礦、磁黃鐵礦的形式存在；

3）礦石硫含量高、硫鐵礦礦物種類多且可浮性差異大，再加之鉛鋅礦物與硫鐵礦物共生密切，嵌布粒度細，使得最終工藝流程復雜；

4）最終確定了“部分混合優先”的工藝流程使鉛鋅硫三種礦物得到了很好地分離，三種礦物得到充分回收利用，選礦指標較好。為同類型資源開發提供了借鑒參考。