【摘要】
铅锌矿资源是我国的优势矿种。云南某铅锌多金属矿，上部铅锌矿物的氧化程度较深，风化、泥化严重，成分复杂、组成多变，有用矿物嵌布粒度细，且矿石中存在一定量的可溶性石膏，给选矿工作增加了很大的困难。
【关键词】铅锌，分离，
浮选，试验研究
中图分类号： C33文献标识码：A 文章编号：
一、前言
铅锌是我国工业发展过程中重要的
矿产资源之一，对我国经济的快速发展和人民生活水平的提高有着十分重要的影响。
二、矿石性质分析
1.矿石的矿物成分
该铅锌矿产于中低温热液矿床，矿石中硫化矿物以闪锌矿、方铅矿为主，其次为黄铁矿和少量的黄
铜矿,氧化矿物有白铅矿、铅矾、菱锌矿、赤铁矿等,脉石矿物以石英为主，还有石膏、萤石、白云石、长石、重晶石等。原矿化学多元素分析结果见表 1。
2.原矿物相分析
铅、锌物相分析结果表明，铅的氧化率为50.68%，锌的氧化率为 11.75%，铅的氧化率较高，大量氧化铅的存在会对
铅精矿的品位及回收率产生不利的影响。铅、锌物相分析结果见表2、表 3。
3.主要矿物的嵌布特征
闪锌矿：多呈它形、独立颗粒产出，少数与方铅矿、黄铁矿连生，部分矿石中可见到闪锌矿包裹黄铁矿、方铅矿。闪锌矿嵌布粒度一般在 0.05~0.6mm，最大为 1mm，最小为 0.02mm。
闪锌矿经电子探针成分分析，方铅矿：呈稀疏浸染状或脉状浸染状分布，多呈独立颗粒产出。方铅矿粒度一般在 0.02-0.1mm，最大0.4mm，最小 0.005mm。黄铁矿：在矿石中含 1.00%，多呈自形粒状，少部分呈它形—半自形粒状，多呈星散浸染状分布。
白铅矿：多呈它形—半自形粒状，为后生蚀变矿物，多充填在矿石的原生孔隙中，或分布于蚀变的方铅矿的边缘。粒度一般在 0.05-0.12mm。石英：矿石中的主要脉石矿物，含量有 51.00%。镜下观察，石英形成于两个时期，早期石英为原生石英，粒度较细，一般在 0.01-0.05mm，多呈它形粒状,后期石英为变质作用形成，粒度一般在0.03-0.3mm，多呈半自形粒状。部分边缘线状，颗粒之间彼此紧密镶嵌。后期石英往往伴随矿化现象十分明显，常可见到黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等金属硫化物浸染状或脉状分布于其中。
三、铅锌分离浮选选矿试验研究
1.磨矿细度试验
根据矿石性质的研究结果可知，该矿石铅氧化率为 50.68%，氧化程度较高，锌的氧化率为11.75%。铅的嵌布粒度较细，要想获得高品质的铅精矿必须细磨，可是在磨矿过程中氧化铅又容易泥化，势必会使浮选过程恶化。另外，矿石中存在较多的石英，由于石英相对其它矿物耐磨性好，在磨矿过程中不易破碎，易造成其它矿物过粉碎。
实验室用 XMQ- 67 型 Φ240×90 锥型球磨机磨矿，磨矿浓度 65%。磨矿细度试验结果表明，铅、锌回收率随磨矿细度的增加逐渐增加，当磨矿细度为- 74μm70%～80%时达到最大，铅的回收率为 58%左右，锌的回收率为 85%左右，磨矿细度再增加时铅、锌的回收率均降低，为了节省磨矿费用，选择 70%- 74μm 为最佳的磨矿细度。
2.选择性
捕收剂试验
优先浮选流程中，捕收剂的选择性很重要，我们选择了乙硫氮、丁基铵黑药、丁基黄药三种捕收剂单独或两者混合分别进行试验，其用量分别为90、120、150g/t。磨矿细度为 70%- 74μm，试验只进行粗选，只加捕收剂和 60g/t 松醇油。
试验结果表明，用乙硫氮、丁基黄药作捕收剂，铅、锌的回收率分别为 29.47%、24.06%，随着捕收剂用量的增加混合精矿中铅锌的回收率均增加，对铅无选择性,用丁基铵黑药、丁基黄药作捕收剂，在用量为 90g/t 时对铅的选择性比乙硫氮、丁基黄药要好，120g/t 时对铅的选择性有所降低，当用量增加到 150g/t 时混精中铅、锌的回收率都在45%以上，可见捕收剂用量增加到一定程度就失去了选择性,用丁基铵黑药作捕收剂，在捕收剂用量90g/t 时，对铅的选择性比丁基铵黑药、丁基黄药混合捕收剂好，随着捕收剂用量的增加，其对铅的选择性也是逐渐降低,用丁基黄药作捕收剂，用量90g/t 时，对铅的选择性最好，120g/t 时与丁基铵黑药、丁基黄药混合捕收剂的选择性相似，用量再增加时仍有较好的选择性。因此，以丁基药作为方铅矿的选择性捕收剂较为合适。经试验验证粗选时最佳丁基黄药用量为 270g/t。
3.
闪锌矿抑制剂对比试验
试验选取亚硫酸钠、硫酸锌与碳酸钠、硫酸锌作闪锌矿的抑制剂进行对比试验。试验结果表明，用碳酸钠、硫酸锌抑制剂有利于铅回收率的提高，铅的回收率比亚硫酸钠、硫酸锌组合抑制剂高 7%。但是碳酸钠、硫酸锌对闪锌矿的抑制效果不如亚硫酸钠、硫酸锌，使得铅精矿含锌达 14.30%，比用亚硫酸钠、硫酸锌高出 4.52%。铅精矿含锌高，一是增加锌的损失，二是会使铅精矿含锌超标，达不到合格精矿的要求。
4.提高铅精矿回收率的试验研究
由于原矿的铅氧化率较高，氧化铅在浮完硫化矿后单独回收在经济上是不划算的，一是产率低，二是氧化铅的品位也不会高。因此，在粗选前加入适量的硫化钠，使易浮的氧化铅随硫化铅一起浮出，以增加铅的回收率。
（一）硫化钠添加地点试验研究
在磨机中添加 2000g/t 碳酸钠，调整矿浆的 pH值为 9，为氧化铅的硫化创造适宜的碱性条件。对比硫化钠加在粗选前和加在磨机中，哪种添加方式更有利于提高铅的回收率。硫化钠的用量分别为500、1000g/t。
试验结果表明，硫化钠加在粗选前，随着硫化钠用量的增加，铅的回收率反而是降低的，主要原因可能是药剂用量大、集中添加在浮选前，造成硫化时间短，相反起到抑制硫化矿的作用,硫化钠加在磨机中，随着硫化钠用量的增加，铅的回收率及品位均增加明显，并且铅粗精矿含锌量也有下降的趋势，试验效果很好，下一步将增加加入磨机中的硫化钠用量，寻找硫化钠的最佳用量。
（二）硫化钠最佳用量试验研究
硫化钠添加在磨机中有助于提高铅的回收率及降低铅粗精矿的含锌量，因此对硫化钠的用量进行了进一步的试验研究。试验流程与硫化钠加在磨机中的流程相同，硫化钠的用量分别为1500、2000g/t。
试验结果表明，与硫化钠加在磨机中的试验相比较，虽然加在磨机中的硫化钠用量增加，但是铅的回收率并没有增加反而有所降低，而铅粗精矿中的含鋅量却明显降低，并且铅粗精矿铅的品位也提高了 2%以上。这一结果对降低铅精矿中的含锌量及提高铅精矿的品位非常有利，另一方面也说明氧化铅通过硫化在粗选时回收的可能性不大，只能是在硫化矿浮完后，再想办法回收氧化铅，提高铅的回收率。
5.开路试验研究
在以上条件试验的基础上，进行开路试验，铅、锌分别为一次粗选、三次精选，由于没有扫选作业，大大节省了浮选设备及浮选时间。试验获得了品位 48.26%、回收率 33.61%的铅精矿和品位58.78%、回收率 70.78%的
锌精矿。
尾矿中锌的品位较低，有 32.28%的铅损失在尾矿中，这部分铅用硫化浮选法很难回收。
四、结束语
氧化铅矿的选矿方法较多，但生产上使用较多的还是硫化后浮选。本试验也进行了硫化浮选的探索，但是效果不理想，却意外地发现在磨机中添加硫化钠不仅可以提高铅品位，更重要的是能显著降低铅精矿的含锌量，为获得合格的铅精矿创造了条件。
参考文献：
[1]黄凌; 鞠文生 含铜金精矿金铜分离浮选试验研究黄金2009/10
[2]陈锦全; 周德炎; 魏宗武; 陈建华 高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究矿业研究与开发
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编辑：北方有色网
来源：王玉莲
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