某高碳、高硫复杂难选铅锌矿石选矿工艺研究
郭亮明 王庚辰 李跃林 何海涛
摘要：对内蒙古某高碳、高硫铅锌矿石试验研究表明，该矿石属复杂难选铅锌矿石，矿物之间及其与脉石之间呈粗中细极不均匀嵌布，不易单体解离；矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程，且油药耗量大；铅锌矿物可浮性差，浮游速度慢；矿石中的硫铁矿易浮，较难抑制；锌矿物以铁闪锌矿为主，影响锌精矿品位的提高。经多种工艺方案的探索试验，最终确定采用以浮选为主的流程，并试制出新的浮选药剂A3、M3，试验取得了较好的选别指标。
关键词：高硫；高碳；复杂难选铅锌矿石；新药剂
中图分类号：TD925.9 文献标识码：A
受内蒙古某公司的委托，对其下属矿山的铅锌矿石进行铅锌分离，产出单一铅锌精矿和锌精矿，要求重点研究锌矿物的回收，同时尽可能产出合格铅精矿。
1 矿石性质
矿石的金属物主要为黄铁矿、铁闪锌矿，其次为磁黄铁矿、方铅矿。脉石物以石英、硅酸盐矿物、方解石为主，其次为石墨（碳质）。其中铁闪锌矿是矿石中最主要的锌矿物，呈不规则状、他形粒状集合体，粒度粗细不均，一般为0.02～2mm，属粗中细极不均匀嵌布；方铅矿主要呈不规则粒状，粒度较细，一般多在0.1mm以下，与铁闪锌矿的嵌布关系特别密切；硫铁矿是矿石中含量最高的金属硫化矿物，以黄铁矿为主，其次为磁黄铁矿。粒度一般在0.1～2.0mm，属中粗粒嵌布。与铁闪锌矿嵌布关系最密切，其次为方铅矿、氧化铁等矿物；碳质大多呈鳞片状、微细粒状散步于闪锌矿、方铅矿中。原矿多元素分析结果见表1。
表1 原矿多元素分析结果/%
元素
Pb
Zn
S
Fe
Cu
Cd
C
CaO
Al2O3
SiO2
MgO
Au
Ag
含量
2.45
9.50
29.67
24.97
0.011
0.024
7.14
5.28
2.30
12.03
2.70
＜0.1
4.21
Au、Ag品位单位为g/t，下同。
2 浮选试验
2.1 浮选流程方案选择
对铅锌硫复杂硫化矿石，仅考虑回收铅锌，目前国内外铅锌矿浮选产出单一产品的流程方案有：优先选铅、再选锌，铅锌等可浮-再分离、后选锌，铅锌全混合浮选、再分离等三种流程方案。
原矿性质研究表明，矿石中碳质、次生矿泥含量较高，且部分碳质极为易浮，如采用铅锌等可浮和铅锌全混合浮选两种流程，将对整个浮选过程干扰较大，影响铅锌浮选指标。因此，应尽量让部分易浮的碳质脱除或随铅优先选出，以保证锌精矿质量。矿石中含硫铁矿亦较高。硫品位达29.67%，具有一定的综合回收价值，但受价格、销售等因素影响，合同未要求回收这部分硫铁矿。初步试验证明，大部分硫铁矿可浮性好，极难抑制，如采用铅锌等可浮和铅锌全混合浮选，部分硫铁矿的上浮会降低铅锌矿物的可浮性，延长其浮选时间，而且未受抑制的易浮硫铁矿上浮后吸附了捕收剂，给后续分离带来更大的困难。如果采用优先选铅、再选锌流程则可缓解上述矛盾。另外，矿石中主要金属矿物之间呈粗中细极不均匀嵌布，需阶段磨矿才能单体解离，若采用一段磨矿会使部分铅锌矿物过磨，降低浮游速度，延长浮选时间。为保证铅锌矿物的可浮性并结合选矿厂实际情况，决定采用两段磨矿方式。
综上所述，确定浮选试验的原则流程为：采用两段磨矿方式，脱碳或不脱碳优先选铅，再选锌的工艺流程。
2.2 浮选探索试验
经大量探索试验证明，该矿石中铅矿物嵌布粒度细，锌矿物嵌布粒度呈粗中细不均匀嵌布，均不易完全单体解离；铅、锌矿物可浮性差，浮选速度慢，需要较长的浮选时间，尤其选铅时铅矿物不易矿化且终点不明显。采用新药剂M3作捕收剂能提高铅锌矿物的可浮性，缩短浮选时间。矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程，影响铅锌矿物选别指标；矿石中的高碳质可浮性好，极难抑制，为了减弱碳质干扰，选铅前进行了脱碳和不脱碳对比试验，试验结果表明，铅粗精矿品位基本相当（分别为11.03%和10.95%），但脱碳的铅粗精矿回收率比不脱碳铅粗精矿回收率低6.06%，脱出的碳含铅、锌较高（铅4.64%、锌7.00%），损失铅回收率6.06%、锌回收率2.22%。为考察脱碳对铅精矿品位的影响，其后又对脱碳后的铅粗精矿品位的影响，其后又对脱碳后的铅粗精矿进行了三次精选，多次试验结果表明，铅精矿品位仍在27%～37%，未达到合格产品的要求。从简化流程结构、降低成本考虑，确定选铅前不脱碳；为了进一步考察提高铅精矿品位的可能性，对铅精选还进行了铅粗精矿再磨，添加脉石分散剂试验，三次精选后，铅精矿仍未达到合格产品，故确定选铅不进行再磨，将再磨放至选锌回路；硫铁矿含量高，易浮，较难抑制，经多种抑制剂比较得出，还是采用石灰对硫铁矿抑制效果较好。
经多种浮选药剂的单用、混用探索试验，最终确定选铅调整剂采用石灰、A3抑制锌矿物和硫铁矿效果较好，选锌调整剂仍采用常规的石灰、硫酸铜较合适，铅、锌选别采用同一捕收剂M3和起泡剂松醇油
2.3 主要工艺参数对浮选指标的影响
2.3.1 铅粗选指标与原矿磨矿细度关系
原矿磨矿细度对浮选至关重要。图1为铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系。图1 表明，随着磨矿细度的增加，铅粗精矿铅的品位基本相当，铅的回收率升高，含锌降低，但过磨会降低部分铅的浮游速度，延长浮选时间，故确定原矿磨矿细度为88%-74µm。
图1 铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系
1—铅回收率；2—锌回收率；3—铅品位
[next]
2.3.2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系
图2为锌粗选指标与硫酸铜用量的关系。图2表明，随硫酸铜用量增加，锌粗精矿品位降低，锌回收率升高，但硫酸铜用量增大到一定程度，锌回收率反而下降。为了避免硫酸铜不足导致精选时掉槽，选用硫酸铜用量为600g/t·原矿。
图2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系
1—锌回收率；2—锌品位
2.3.3 锌粗精矿再磨细度对锌精选Ⅰ指标的影响
图3为锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系。图3表明，在-43µm粒级，铁闪锌矿单体解离度达不到90%；方铅矿、黄铁矿的单体解度亦较低，部分连生体影响锌精矿品位。图4为锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系。图4表明，随着再磨细度的增加，锌精矿品位增加，说明细磨有利于锌矿物的单体解离，但细度增大到一定程度，部分锌的可浮性变差，浮游时间延长。综合考虑，确定再磨细度为95%-43µm 。
图3 锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系
图4 锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系
[next]
2.4 闭路试验
在条件试验的基础上，闭路试验对部分药剂进行适当调整。为了减少铅、碳、矿泥对锌精矿质量的影响，保证锌精矿的回收率，选铅时应尽量将大部分碳质、次生矿泥选入铅精矿，并对铅进行三次精选，以降低锌在铅精矿中的损失。闭路试验流程见图5，结果见表2，其后又按图6流程进行了铅中矿再磨后返回粗选的闭路试验，结果见表2。
图5 锌粗精矿再磨闭路试验流程
表2 闭路试验结果/%
方 案
产品名称
产 率
品 位
回 收 率
Pb
Zn
Pb
Zn
锌粗精矿
再 磨
铅精矿
锌精矿
尾 矿
原 矿
7.53
17.16
75.31
100.0
20.20
1.18
0.85
2.36
5.86
46.89
1.35
9.50
64.35
8.57
27.08
100.0
4.64
84.66
10.70
100.0
锌中矿
再 磨
铅精矿
锌精矿
尾 矿
原 矿
7.48
16.77
75.75
100.0
20.79
1.00
0.91
2.41
5.95
47.61
1.40
9.49
64.47
6.95
28.58
100.0
4.69
84.13
11.18
100.0
图6 锌中矿再磨返回锌粗选闭路试验流程
根据试验结果，采用锌粗精矿再磨和锌中矿再磨后返回锌粗选，两工艺流程指标相当，但前者流程操作不稳定，具体体现为，磨矿量大；随流程循环的延续，锌矿物的浮游速度变慢，浮选时间延长；锌矿物在精选中易掉槽；锌粗选、精选硫酸铜耗量比条件试验时耗量大。采用后者克服了上述不足之处，操作稳定，故推荐锌中矿再磨会返回锌粗选的工艺流程作为选矿厂生产的技术依据。
3 重选
根据其各种矿物密度差异，将锌中矿再磨后返回锌粗选的闭路试验产品高碳铅精矿直接进行摇床重选，以考察产出合格铅精矿的可能性。表3为摇床分选试验结果。由表3结果可见，对浮选所获得低品位铅精矿采用摇床分选可以产出铅品位达58.43%的部分合格精矿。作业回收率低是由于铅矿物嵌布粒度细，受磨矿细度的限制，单体解离度偏低，部分铅的连生体进入中矿和尾矿。如现场条件许可，可将浮选铅精矿先再磨。如现场条件许可，可将浮选铅精矿先再磨重选，进一步提高铅精矿作业回收率。
表3 摇床分选试验结果/%
产品
名称
作业
产率
品 位
作业回收率
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
中 矿
尾 矿
给 矿
14.47
61.95
23.58
100.0
58.43
13.33
14.67
20.17
3.91
7.07
6.25
6.42
41.91
40.94
17.15
100.0
8.81
68.23
22.96
100.0
4 结语
1、探索试验结果表明，该矿石铅、锌矿物可浮性差，浮游速度较慢，采用捕收剂M3可提高铅、锌矿物的可浮性；部分铅、锌矿物因嵌布粒度较细，需阶段细磨，但受磨矿条件的限制，磨矿细度达不到单体完全解离，影响铅、锌精矿品位的提高；矿石中的高碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程；同时使整个浮选过程油药耗量大，为了减弱碳质的影响，部分易浮的碳质随铅优先选入铅精矿；矿石中高硫铁矿易浮，较难抑制，经比较，还是采用石灰抑制效果较好。
2、浮选试验最终确定将原矿磨至88%-74µm，在石灰介质条件下，添加调整剂A3、捕收剂M3和松醇油进行优先选铅，铅粗精矿经三次精选产出高碳铅精矿；选铅尾矿添加石灰、硫酸铜、M3及松醇油选锌，并分别对锌粗精矿再磨和中矿再磨两种流程方案进行了闭路试验，均取得了锌精矿锌品位47%左右、锌回收率84%以上的较好指标，但浮选铅精矿未获得合格产品。两种方案的指标相当，但锌中矿再磨后返回锌粗选的流程结构合理，磨矿量少，操作方便，推荐其作为选矿厂生产的技术依据。
3、为考察产出合格铅精矿的可能性，将浮选闭路产品的高碳铅精矿进行了摇床重选，获得了铅品位58.43%的部分铅精矿。此措施可作为选矿厂今后回收部分铅矿物的技术储备。
4、新研制的调整剂A3对易浮的锌矿物、硫铁矿具有较强的抑制作用，对铅矿物有一定的活化作用；捕收剂M3对铅、锌矿物捕收能力强、选择性好，且能提高铅、锌矿物的浮选速度、改善浮选泡沫状态。制备两种药剂原料来源广，无毒、无味，易溶于水，现场添加方便。
郭亮明 王庚辰 李跃林 何海涛
摘要：对内蒙古某高碳、高硫铅锌矿石试验研究表明，该矿石属复杂难选铅锌矿石，矿物之间及其与脉石之间呈粗中细极不均匀嵌布，不易单体解离；矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程，且油药耗量大；铅锌矿物可浮性差，浮游速度慢；矿石中的硫铁矿易浮，较难抑制；锌矿物以铁闪锌矿为主，影响锌精矿品位的提高。经多种工艺方案的探索试验，最终确定采用以浮选为主的流程，并试制出新的浮选药剂A3、M3，试验取得了较好的选别指标。
关键词：高硫；高碳；复杂难选铅锌矿石；新药剂
中图分类号：TD925.9 文献标识码：A
受内蒙古某公司的委托，对其下属矿山的铅锌矿石进行铅锌分离，产出单一铅锌精矿和锌精矿，要求重点研究锌矿物的回收，同时尽可能产出合格铅精矿。
1 矿石性质
矿石的金属物主要为黄铁矿、铁闪锌矿，其次为磁黄铁矿、方铅矿。脉石物以石英、硅酸盐矿物、方解石为主，其次为石墨（碳质）。其中铁闪锌矿是矿石中最主要的锌矿物，呈不规则状、他形粒状集合体，粒度粗细不均，一般为0.02～2mm，属粗中细极不均匀嵌布；方铅矿主要呈不规则粒状，粒度较细，一般多在0.1mm以下，与铁闪锌矿的嵌布关系特别密切；硫铁矿是矿石中含量最高的金属硫化矿物，以黄铁矿为主，其次为磁黄铁矿。粒度一般在0.1～2.0mm，属中粗粒嵌布。与铁闪锌矿嵌布关系最密切，其次为方铅矿、氧化铁等矿物；碳质大多呈鳞片状、微细粒状散步于闪锌矿、方铅矿中。原矿多元素分析结果见表1。
表1 原矿多元素分析结果/%
元素
Pb
Zn
S
Fe
Cu
Cd
C
CaO
Al2O3
SiO2
MgO
Au
Ag
含量
2.45
9.50
29.67
24.97
0.011
0.024
7.14
5.28
2.30
12.03
2.70
＜0.1
4.21
Au、Ag品位单位为g/t，下同。
2 浮选试验
2.1 浮选流程方案选择
对铅锌硫复杂硫化矿石，仅考虑回收铅锌，目前国内外铅锌矿浮选产出单一产品的流程方案有：优先选铅、再选锌，铅锌等可浮-再分离、后选锌，铅锌全混合浮选、再分离等三种流程方案。
原矿性质研究表明，矿石中碳质、次生矿泥含量较高，且部分碳质极为易浮，如采用铅锌等可浮和铅锌全混合浮选两种流程，将对整个浮选过程干扰较大，影响铅锌浮选指标。因此，应尽量让部分易浮的碳质脱除或随铅优先选出，以保证锌精矿质量。矿石中含硫铁矿亦较高。硫品位达29.67%，具有一定的综合回收价值，但受价格、销售等因素影响，合同未要求回收这部分硫铁矿。初步试验证明，大部分硫铁矿可浮性好，极难抑制，如采用铅锌等可浮和铅锌全混合浮选，部分硫铁矿的上浮会降低铅锌矿物的可浮性，延长其浮选时间，而且未受抑制的易浮硫铁矿上浮后吸附了捕收剂，给后续分离带来更大的困难。如果采用优先选铅、再选锌流程则可缓解上述矛盾。另外，矿石中主要金属矿物之间呈粗中细极不均匀嵌布，需阶段磨矿才能单体解离，若采用一段磨矿会使部分铅锌矿物过磨，降低浮游速度，延长浮选时间。为保证铅锌矿物的可浮性并结合选矿厂实际情况，决定采用两段磨矿方式。
综上所述，确定浮选试验的原则流程为：采用两段磨矿方式，脱碳或不脱碳优先选铅，再选锌的工艺流程。
2.2 浮选探索试验
经大量探索试验证明，该矿石中铅矿物嵌布粒度细，锌矿物嵌布粒度呈粗中细不均匀嵌布，均不易完全单体解离；铅、锌矿物可浮性差，浮选速度慢，需要较长的浮选时间，尤其选铅时铅矿物不易矿化且终点不明显。采用新药剂M3作捕收剂能提高铅锌矿物的可浮性，缩短浮选时间。矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程，影响铅锌矿物选别指标；矿石中的高碳质可浮性好，极难抑制，为了减弱碳质干扰，选铅前进行了脱碳和不脱碳对比试验，试验结果表明，铅粗精矿品位基本相当（分别为11.03%和10.95%），但脱碳的铅粗精矿回收率比不脱碳铅粗精矿回收率低6.06%，脱出的碳含铅、锌较高（铅4.64%、锌7.00%），损失铅回收率6.06%、锌回收率2.22%。为考察脱碳对铅精矿品位的影响，其后又对脱碳后的铅粗精矿品位的影响，其后又对脱碳后的铅粗精矿进行了三次精选，多次试验结果表明，铅精矿品位仍在27%～37%，未达到合格产品的要求。从简化流程结构、降低成本考虑，确定选铅前不脱碳；为了进一步考察提高铅精矿品位的可能性，对铅精选还进行了铅粗精矿再磨，添加脉石分散剂试验，三次精选后，铅精矿仍未达到合格产品，故确定选铅不进行再磨，将再磨放至选锌回路；硫铁矿含量高，易浮，较难抑制，经多种抑制剂比较得出，还是采用石灰对硫铁矿抑制效果较好。
经多种浮选药剂的单用、混用探索试验，最终确定选铅调整剂采用石灰、A3抑制锌矿物和硫铁矿效果较好，选锌调整剂仍采用常规的石灰、硫酸铜较合适，铅、锌选别采用同一捕收剂M3和起泡剂松醇油
2.3 主要工艺参数对浮选指标的影响
2.3.1 铅粗选指标与原矿磨矿细度关系
原矿磨矿细度对浮选至关重要。图1为铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系。图1 表明，随着磨矿细度的增加，铅粗精矿铅的品位基本相当，铅的回收率升高，含锌降低，但过磨会降低部分铅的浮游速度，延长浮选时间，故确定原矿磨矿细度为88%-74µm。
图1 铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系
1—铅回收率；2—锌回收率；3—铅品位
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2.3.2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系
图2为锌粗选指标与硫酸铜用量的关系。图2表明，随硫酸铜用量增加，锌粗精矿品位降低，锌回收率升高，但硫酸铜用量增大到一定程度，锌回收率反而下降。为了避免硫酸铜不足导致精选时掉槽，选用硫酸铜用量为600g/t·原矿。
图2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系
1—锌回收率；2—锌品位
2.3.3 锌粗精矿再磨细度对锌精选Ⅰ指标的影响
图3为锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系。图3表明，在-43µm粒级，铁闪锌矿单体解离度达不到90%；方铅矿、黄铁矿的单体解度亦较低，部分连生体影响锌精矿品位。图4为锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系。图4表明，随着再磨细度的增加，锌精矿品位增加，说明细磨有利于锌矿物的单体解离，但细度增大到一定程度，部分锌的可浮性变差，浮游时间延长。综合考虑，确定再磨细度为95%-43µm 。
图3 锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系
图4 锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系
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2.4 闭路试验
在条件试验的基础上，闭路试验对部分药剂进行适当调整。为了减少铅、碳、矿泥对锌精矿质量的影响，保证锌精矿的回收率，选铅时应尽量将大部分碳质、次生矿泥选入铅精矿，并对铅进行三次精选，以降低锌在铅精矿中的损失。闭路试验流程见图5，结果见表2，其后又按图6流程进行了铅中矿再磨后返回粗选的闭路试验，结果见表2。
图5 锌粗精矿再磨闭路试验流程
表2 闭路试验结果/%
方 案
产品名称
产 率
品 位
回 收 率
Pb
Zn
Pb
Zn
锌粗精矿
再 磨
铅精矿
锌精矿
尾 矿
原 矿
7.53
17.16
75.31
100.0
20.20
1.18
0.85
2.36
5.86
46.89
1.35
9.50
64.35
8.57
27.08
100.0
4.64
84.66
10.70
100.0
锌中矿
再 磨
铅精矿
锌精矿
尾 矿
原 矿
7.48
16.77
75.75
100.0
20.79
1.00
0.91
2.41
5.95
47.61
1.40
9.49
64.47
6.95
28.58
100.0
4.69
84.13
11.18
100.0
图6 锌中矿再磨返回锌粗选闭路试验流程
根据试验结果，采用锌粗精矿再磨和锌中矿再磨后返回锌粗选，两工艺流程指标相当，但前者流程操作不稳定，具体体现为，磨矿量大；随流程循环的延续，锌矿物的浮游速度变慢，浮选时间延长；锌矿物在精选中易掉槽；锌粗选、精选硫酸铜耗量比条件试验时耗量大。采用后者克服了上述不足之处，操作稳定，故推荐锌中矿再磨会返回锌粗选的工艺流程作为选矿厂生产的技术依据。
3 重选
根据其各种矿物密度差异，将锌中矿再磨后返回锌粗选的闭路试验产品高碳铅精矿直接进行摇床重选，以考察产出合格铅精矿的可能性。表3为摇床分选试验结果。由表3结果可见，对浮选所获得低品位铅精矿采用摇床分选可以产出铅品位达58.43%的部分合格精矿。作业回收率低是由于铅矿物嵌布粒度细，受磨矿细度的限制，单体解离度偏低，部分铅的连生体进入中矿和尾矿。如现场条件许可，可将浮选铅精矿先再磨。如现场条件许可，可将浮选铅精矿先再磨重选，进一步提高铅精矿作业回收率。
表3 摇床分选试验结果/%
产品
名称
作业
产率
品 位
作业回收率
Pb
Zn
Pb
Zn
铅精矿
中 矿
尾 矿
给 矿
14.47
61.95
23.58
100.0
58.43
13.33
14.67
20.17
3.91
7.07
6.25
6.42
41.91
40.94
17.15
100.0
8.81
68.23
22.96
100.0
4 结语
1、探索试验结果表明，该矿石铅、锌矿物可浮性差，浮游速度较慢，采用捕收剂M3可提高铅、锌矿物的可浮性；部分铅、锌矿物因嵌布粒度较细，需阶段细磨，但受磨矿条件的限制，磨矿细度达不到单体完全解离，影响铅、锌精矿品位的提高；矿石中的高碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程；同时使整个浮选过程油药耗量大，为了减弱碳质的影响，部分易浮的碳质随铅优先选入铅精矿；矿石中高硫铁矿易浮，较难抑制，经比较，还是采用石灰抑制效果较好。
2、浮选试验最终确定将原矿磨至88%-74µm，在石灰介质条件下，添加调整剂A3、捕收剂M3和松醇油进行优先选铅，铅粗精矿经三次精选产出高碳铅精矿；选铅尾矿添加石灰、硫酸铜、M3及松醇油选锌，并分别对锌粗精矿再磨和中矿再磨两种流程方案进行了闭路试验，均取得了锌精矿锌品位47%左右、锌回收率84%以上的较好指标，但浮选铅精矿未获得合格产品。两种方案的指标相当，但锌中矿再磨后返回锌粗选的流程结构合理，磨矿量少，操作方便，推荐其作为选矿厂生产的技术依据。
3、为考察产出合格铅精矿的可能性，将浮选闭路产品的高碳铅精矿进行了摇床重选，获得了铅品位58.43%的部分铅精矿。此措施可作为选矿厂今后回收部分铅矿物的技术储备。
4、新研制的调整剂A3对易浮的锌矿物、硫铁矿具有较强的抑制作用，对铅矿物有一定的活化作用；捕收剂M3对铅、锌矿物捕收能力强、选择性好，且能提高铅、锌矿物的浮选速度、改善浮选泡沫状态。制备两种药剂原料来源广，无毒、无味，易溶于水，现场添加方便。
