陳京玉 康維剛 謝建平 牛英杰 陳志國

（天津華北地質勘查局，天津300171）

隨著全球經濟一體化的高速發(fā)展，中國特色社會主義進入了新時代，各行業(yè)對有色金屬的需求量與日俱增［1］，對多金屬選礦技術提出了更高的要求。中國雖已成為世界上最大的鉛鋅資源國家，但鉛鋅礦石成分復雜，共伴生組分多、貧礦多的現(xiàn)象較為嚴重［2-3］。隨著開采深度的加深，內蒙古某鉛鋅礦黃鐵礦含量升高，含硫接近30%。為此，對新采出原礦進行了工藝礦物學研究，在此基礎上開展了選礦工藝流程及藥劑制度的優(yōu)化試驗，為選廠處理該深部礦體高硫混合鉛鋅礦石提供技術依據。

1 原礦性質

1.1 原礦礦物組成

原礦化學多元素分析結果見表1，鉛、鋅物相分析結果分別見表2、表3，礦物組成分析結果見表4。

注：其中Ag、Au含量的單位為g/t。

?

?

?

從表1～表4可以看出：原礦主要有價元素為鉛、鋅、硫，主要有用礦物為方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦，鉛主要以方鉛礦形式存在，分布率為95.37%；鋅主要以硫化鋅形式存在，分布率為96.27%；其他金屬礦物灰硫砷鉛礦、菱鋅礦、白鉛礦含量均較低。

1.2 原礦主要礦物嵌布粒度

適宜的磨礦細度有利于提高礦物回收效果。測定礦物單體解離度，可以為磨礦細度確定提供技術依據。對原礦、粗磨后產品（-0.074 mm占70%）、粗精礦再磨產品（粗磨后一段選鉛產品磨至-0.043 mm占80%）中的主要礦物進行解離度測定。

（1）原礦中方鉛礦嵌布粒度主要在0.02～4 mm，閃鋅礦嵌布粒度主要在0.08～2.9 mm，黃鐵礦嵌布粒度主要在0.05～2 mm，3種主要硫化礦物均為粗粒嵌布。

（2）粗磨產品方鉛礦單體解離度為98.48%，閃鋅礦單體解離度為98.39%，解離較完全。

（3）粗精礦再磨產品的方鉛礦單體解離度為99.04%，閃鋅礦單體解離度為99.52%。

磨礦細度探索試驗結果表明，在磨礦細度為-0.074 mm占70%時，所取得的鉛精礦、鋅精礦指標較為理想，因此，選礦試驗的粗磨細度確定為-0.074 mm占70%。

2 優(yōu)先浮選工藝

由于與原礦性質類似的鉛鋅礦石選礦可采用的流程方案較多［4］。根據礦石性質，首先開展了先選鉛、再選鋅的優(yōu)先浮選方案探索試驗。采用圖1所示流程優(yōu)先浮選選鉛，試驗結果顯示，雖然鉛粗選時添加了大量的閃鋅礦抑制劑，但鋅的上浮率卻超過了50%，即部分鋅礦物因可浮性太好而未能被抑制，進而進入鉛粗精礦中，致使鉛粗精礦含鋅太高，同時鉛粗精礦中還含有大量黃鐵礦，分選狀況不佳，形成等可浮選的狀態(tài)，說明礦石中閃鋅礦和黃鐵礦可浮性均存在差異，因此，優(yōu)先浮選流程不適宜處理該礦石。擬采用等可浮流程進行試驗。

3 等可浮選工藝

由于礦石在浮選過程中存在等浮選的情況，因此，采用等可浮工藝流程開展試驗研究，原則流程見圖2。

3.1 等可浮粗選條件試驗

以ZnSO4為抑制劑、乙基黃藥為捕收劑、730A為起泡劑，按圖3所示流程進行等可浮粗選條件試驗。

3.1.1 等可浮粗選ZnSO4用量試驗

在乙基黃藥用量為30 g/t、730A用量為30 g/t條件下進行試驗，結果如圖4所示。

從圖4可知：隨著ZnSO4用量的增加，鉛鋅硫粗精礦鉛品位逐漸提高，回收率變化不大，鋅品位和回收率逐漸降低；ZnSO4用量小于1 000 g/t時，鉛鋅硫粗精礦鉛品位低，且對鋅的抑制作用較弱；ZnSO4用量大于1 000 g/t時，隨著ZnSO4用量的增加，鉛鋅硫粗精礦指標變化不明顯。因此，選擇ZnSO4用量為1 000 g/t。

3.1.2 等可浮粗選乙基黃藥用量試驗

在ZnSO4用量為1 000 g/t、730A用量為30 g/t條件下進行試驗，結果見圖5。

從圖5可知，隨著乙基黃藥用量的增加，鉛鋅硫粗精礦鉛品位逐漸降低，鉛回收率小幅提高，鋅品位變化不明顯，鋅回收率小幅提高。綜合考慮，選擇乙基黃藥用量為30 g/t。

3.1.3 等可浮粗選730A用量試驗

在ZnSO4用量為1 000 g/t、乙基黃藥用量為30 g/t條件下進行試驗，結果見圖6。

從圖6可以看出，隨著730A用量的增加，鉛鋅硫粗精礦鉛品位呈下降的趨勢，回收率呈上升的趨勢，鋅品位和回收率均小幅提高。綜合考慮，確定730A用量為40 g/t。

3.2 等可浮尾礦選鋅試驗

以硫酸銅為活化劑、丁基黃藥為捕收劑對等可浮粗選尾礦進行選鋅試驗，試驗流程見圖7。

3.2.1 等可浮尾礦選鋅CuSO4用量試驗

在丁基黃藥用量為60 g/t條件下，考察CuSO4用量對鋅粗精礦1指標的影響，結果見圖8。

從圖8可知，隨著CuSO4用量的增加，鋅粗精礦1鋅品位增加，回收率降低，當CuSO4用量為200 g/t時，可保持較高的鋅品位，鋅回收率也較高。因此，選擇CuSO4用量為 200 g/t。

3.2.2 等可浮尾礦選鋅丁基黃藥用量試驗

在CuSO4用量為200 g/t條件下，考察丁基黃藥用量對鋅粗精礦1指標的影響，結果見圖9。

圖9表明，隨著丁基黃藥用量的增加，鋅粗精礦1鋅品位先小幅提高后降低，回收率逐漸提高，提高幅度逐漸變小。綜合考慮，確定丁基黃藥用量為60 g/t。

3.3 鉛鋅硫粗精礦選鉛試驗

以石灰為抑制劑、乙硫氮為捕收劑，按圖10所示流程進行鉛鋅硫粗精礦選鉛條件試驗。

3.3.1 石灰用量試驗

石灰可以在黃鐵礦表面吸附，形成CaSO4、Ca（OH）2薄膜，排斥吸附在黃鐵礦表面的黃藥，從而使黃鐵礦受到抑制［5-6］，礦石中閃鋅礦與黃鐵礦密切共生，采用石灰作為抑制劑進而達到抑鋅的目的。在再磨細度為-0.043 mm占80%，乙硫氮用量為20 g/t條件下進行試驗，結果見圖11。

從圖11可知：隨著石灰用量的增加，鉛精礦鉛回收率先小幅提高后下降，鉛品位逐漸升高；鉛精礦中鋅品位和回收率逐漸降低，添加石灰可有效減少鉛精礦的含鋅量。綜合考慮，確定石灰用量為8 kg/t。

3.3.2 乙硫氮用量試驗

在再磨細度為-0.043 mm占80%、石灰用量為8 kg/t條件下進行試驗，結果見圖12。

圖12表明，隨著乙硫氮用量的增加，鉛精礦鉛品位逐漸降低，回收率變化不明顯，鋅含量小幅增加。綜合考慮，選擇乙硫氮用量為20 g/t。

3.3.3 再磨細度試驗

在石灰用量為8 kg/t，乙硫氮用量為20 g/t條件下，考察再磨細度對鉛精礦指標的影響，結果見圖13。

圖13表明，隨著再磨細度的增加，鉛精礦鉛回收率先增加后下降，鉛品位先降低后升高，鉛精礦鋅指標變化較小。因此，確定再磨細度為-0.043 mm占80%。

3.4 鉛鋅硫粗精礦選鉛尾礦鋅硫分離試驗

鉛鋅硫粗精礦選鉛后尾礦中仍含有部分含鋅礦物，為進一步提高鋅回收率，以CuSO4為活化劑、丁基黃藥為捕收劑對該尾礦進行鋅硫分離試驗，試驗流程見圖14。

3.4.1 鋅硫分離CuSO4用量試驗

在丁基黃藥用量為30 g/t條件下進行試驗，結果見圖15。

從圖15可以看出，當CuSO4用量為100 g/t時，鋅精礦2鋅品位和回收率均最高。因此，確定CuSO4用量為100 g/t。

3.4.2 鋅硫分離丁基黃藥用量試驗

在CuSO4用量為100 g/t條件下進行試驗，結果見圖16。

由圖16可知，當丁基黃藥用量為30 g/t時，鋅精礦2鋅回收率最高。因此，確定丁基黃藥用量為30 g/t。

3.5 閉路試驗研究

在條件試驗的基礎上開展了主流程浮選藥劑制度、礦漿濃度與精掃選時間條件試驗，最終確定的閉路試驗流程見圖17，試驗結果見表5。

4 結論

（1）內蒙某深部高硫鉛鋅硫化礦石主要有價元素為鉛、鋅、硫，鉛品位為7.56%、鋅品位為23.35%、硫品位為26.30%，鉛、鋅均主要以硫化礦形式賦存，主要有用礦物為方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦。方鉛礦嵌布粒度主要在0.02～4 mm，閃鋅礦嵌布粒度主要在0.08～2.9 mm，黃鐵礦嵌布粒度主要在0.05～2 mm，3種主要硫化礦物均為粗粒嵌布。

（2）優(yōu)先浮選試驗表明，礦石中存在部分易浮的閃鋅礦和黃鐵礦，不能被有效抑制，進而在鉛粗選時進入鉛粗精礦中，形成等可浮的情況，致使鉛粗精礦含鋅過高。優(yōu)先浮選試驗不能實現(xiàn)鉛鋅硫的有效分離。

（3）在磨礦細度為-0.074 mm占70%條件下，以ZnSO4為抑制劑、乙基黃藥為捕收劑、730A為起泡劑經1粗2掃流程等可浮鉛鋅硫。等可浮尾礦以CuSO4為活化劑、丁基黃藥為捕收劑、730A為起泡劑經1粗1精1掃選鋅，獲得鋅精礦1；等可浮精礦在再磨細度為-0.043 mm占80%條件下以石灰為抑制劑、乙硫氮為捕收劑經1粗3精1掃選鉛，獲得鉛精礦；選鉛尾礦以CuSO4為活化劑、丁基黃藥為捕收劑、730A為起泡劑經1粗1精1掃鋅硫分離浮選，獲得鋅精礦2和硫精礦。鋅精礦1和鋅精礦2合并為鋅精礦，最終獲得的鉛精礦鉛品位為59.26%、回收率為88.73%，鋅精礦鋅品位為52.21%、回收率為94.95%，硫精礦硫品位為48.71%、回收率為48.93%。

?