内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究*

罗仙平杜显彦赵云翔邹丽萍

（1.江西理工大学资源与环境工程学院；2.内蒙古东升庙矿业有限公司）

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究*

罗仙平1杜显彦1赵云翔2邹丽萍1

（1.江西理工大学资源与环境工程学院；2.内蒙古东升庙矿业有限公司）

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质，采用优先浮铅—铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿—弱磁选尾矿浮锌—锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石，闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿，锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿，从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。

低品位难选铅锌矿石 铅浮选 磁黄铁矿弱磁选 锌浮选 黄铁矿浮选

内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位较低，铅主要以方铅矿形式存在，锌多以铁闪锌矿形式存在。矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量较高，而磁黄铁矿与铁闪锌矿可浮性、比磁化系数都很相近［1］，分离困难；铅、锌矿物多呈微细粒嵌布，与其他矿物连生包裹严重，单体解离性差，增加了选矿的难度［2］。本试验根据矿石性质进行选矿工艺研究，为该矿石的合理开发利用提供依据。

1 矿石性质

原矿铅含量为0.42%、锌含量为1.73%、硫含量为19.30%（见表1），其中铅主要赋存于方铅矿中，锌主要赋存于铁闪锌矿中，闪锌矿含量较少，硫主要以磁黄铁矿、黄铁矿形式存在。脉石矿物主要为石英、方解石、绿泥石、黑云母、绢云母、白云母、电气石、透闪石等。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

矿石中方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿多呈不规则状、脉状、条纹状、团块状、微脉状、星点状和浸染状分布，互相之间交代、包裹关系密切，常见方铅矿、铁闪锌矿交代黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿，还与多种其他矿物交代呈复杂镶嵌，并组成致密的集合体。黄铁矿多与磁黄铁矿连生、交代密切，有的则包裹方铅矿。部分目的矿物也呈细脉状沿脉石矿物裂缝充填，或分布于脉石矿物粒间。

2 试验方案

目前，铅锌硫化矿的选别方法主要有混合浮选、等可浮、优先浮选3种工艺流程。试验矿石中铅、锌矿物嵌布粒度细，单体解离性差，且锌主要以可浮性较差的铁闪锌矿形式存在，同时含量较高的磁黄铁矿与铁闪锌矿具有相近的可浮性和比磁化系数，因此铁闪锌矿与磁黄铁矿的有效分离是获得合格锌精矿的关键。综合考虑，本研究选择采用优先浮铅—铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿—弱磁选尾矿浮锌—锌尾矿浮黄铁矿的试验方案，即在铅锌硫依次浮选流程的基础上，于浮锌前先通过弱磁选选出绝大部分磁黄铁矿，以削弱磁黄铁矿对铁闪锌矿浮选的干扰。

3 试验结果

3.1 铅浮选条件试验

3.1.1 铅粗选条件试验

按照图1流程进行铅粗选条件试验。

图1 铅粗选条件试验流程

3.1.1.1 铅粗选乙硫氮用量试验

常见的铅捕收剂有乙黄药、丁黄药、苯胺黑药、丁铵黑药、乙硫氮等，其中乙硫氮的选铅效果较好［3-4］，因此选择乙硫氮作为铅浮选的捕收剂。固定磨矿细度为－0.074 mm占70%、矿浆pH值为11、ZnSO4＋Na2SO3用量为500＋500 g／t，考察乙硫氮用量对铅粗选指标的影响，试验结果见图2。

由图2可知，随着乙硫氮用量的增加，铅粗精矿铅品位不断下降而铅回收率逐渐上升，但当乙硫氮用量达到80 g／t后，铅粗精矿铅回收率上升不明显。因此，选择铅粗选时乙硫氮用量为80 g／t。

图2 铅粗选乙硫氮用量试验结果

3.1.1.2 铅粗选矿浆pH值试验

矿浆pH值对铅浮选的影响较大［5］，而石灰是硫化矿浮选常用的pH调整剂。固定磨矿细度为－0.074 mm占70%、ZnSO4＋Na2SO3用量为500＋500 g／t、乙硫氮用量为80 g／t，考察用石灰改变矿浆pH值时铅粗选指标的变化，试验结果见图3。

图3 铅粗选矿浆pH值试验结果

由图3可知，随着矿浆pH值的升高，铅粗精矿铅品位逐渐上升而铅回收率不断下降，但当矿浆pH值达到12后，铅粗精矿铅品位变化不大。综合考虑，选择矿浆pH值为12，此时石灰用量为5 000 g／t。

3.1.1.3 ZnSO4＋Na2SO3用量试验

固定磨矿细度为－0.074 mm占70%、矿浆pH值为12、乙硫氮用量为80 g／t，考察了锌抑制剂Zn-SO4和Na2SO3的用量比对铅粗选指标的影响，结果表明，ZnSO4与Na2SO3合适的用量比为2∶1。在此基础上，进一步考察ZnSO4＋Na2SO3总用量对铅粗选指标的影响，试验结果见图4。

由图4可知：随着ZnSO4＋Na2SO3用量增大，铅粗精矿的锌含量逐渐降低；当ZnSO4＋Na2SO3用量为900 g／t时，可获得铅品位为5.83%、铅回收率为74.18%、锌含量为2.11%、锌混入率为8.56%的铅粗精矿。此后继续增加ZnSO4＋Na2SO3用量，铅粗精矿锌含量无明显变化而铅回收率显著下降。因此，铅粗选时ZnSO4＋Na2SO3的合适用量为600＋300 g／t，即ZnSO4用量600 g／t、Na2SO3用量300 g／t。

图4 铅粗选ZnSO4＋Na2SO3用量试验结果

3.1.1.4 磨矿细度试验

矿石中铅、锌、硫矿物嵌布特征复杂，因此，选择一个适宜的磨矿细度对分选具有重要意义。固定矿浆pH值为12、乙硫氮用量为80 g／t、ZnSO4＋Na2SO3用量为600＋300 g／t，考察磨矿细度对铅粗选指标的影响，试验结果见图5。

图5 磨矿细度试验结果

表5表明：随着磨矿细度的提高，铅粗精矿铅回收率逐渐上升；当磨矿细度为－0.074 mm占75%时，铅粗精矿的铅回收率为76.35%，此后继续提高磨矿细度，铅回收率上升幅度很小。因此，选取磨矿细度为－0.074 mm占75%。

3.1.2 铅精选条件试验

矿石中方铅矿嵌布粒度较细且与其他矿物连生交代严重，将铅粗精矿直接进行精选无法获得合格的铅精矿，因此对上述选定条件下获得的铅粗精矿进行了再磨—精选试验，并最终确定了铅粗精矿再磨细度为－0.038 mm占85%，精选次数为4次（各次精选都用石灰调矿浆pH为12，第1次精选加ZnSO4200 g／t、Na2SO3100 g／t，第2、第3次精选均加ZnSO4100 g／t、Na2SO350 g／t，第4次精选加ZnSO450 g／t、Na2SO325 g／t），此时铅精矿铅品位为44.15%、铅回收率为55.32%、锌含量为2.22%、锌混入率为0.62%，指标较好。

3.2 磁黄铁矿弱磁选试验

若直接对浮铅尾矿进行浮锌，锌精矿中会含有大量与铁闪锌矿可浮性相近的磁黄铁矿，此时再通过弱磁选分离磁黄铁矿，将因铁闪锌矿被磁黄铁矿夹带严重而造成锌回收率较低。若在浮锌前先通过弱磁选脱除磁黄铁矿及部分高铁闪锌矿［6］，则可为后续获得合格锌精矿奠定基础，同时又不至于使锌造成太大的损失。

采用φ400 mm×300 mm鼓形弱磁选机对1次粗选、1次扫选（扫选时用石灰调矿浆pH为12，并添加200 g／t ZnSO4、100 g／t Na2SO3、20 g／t乙硫氮、7 g／t2号油）产生的浮铅尾矿进行弱磁选条件试验，结果表明，在0.025 T磁感应强度下，经过1粗3精弱磁选，可获得硫品位为26.79%、铁含量为48.75%、硫回收率为24.47%的磁黄铁矿精矿。

3.3 锌浮选条件试验

3.3.1 锌粗选条件试验

按照图6流程进行锌粗选条件试验。

图6 锌粗选条件试验流程

3.3.1.1 锌粗选丁黄药用量试验

固定硫酸铜用量为200 g／t，考察丁黄药用量对锌粗选指标的影响，试验结果见图7。

由图7可见，随着丁黄药用量的增加，锌粗精矿的锌回收率逐渐提高而锌品位逐渐下降。综合考虑，选择锌粗选丁黄药用量为40 g／t。

3.3.1.2 锌粗选硫酸铜用量试验

锌矿物在浮铅作业中受到了强烈的抑制，浮锌时必须对其进行活化，而硫酸铜是锌矿物最常用最有效的活化剂［7-8］。固定丁黄药用量为40 g／t，考察硫酸铜用量对锌粗选指标的影响，试验结果见图8。

图7 锌粗选丁黄药用量试验结果

图8 锌粗选硫酸铜用量试验结果

由图8可见，锌粗精矿的锌回收率随着硫酸铜用量的增加先不断上升后逐渐下降，并在硫酸铜用量为200 g／t时达到最大值。因此，选取锌粗选硫酸铜用量为200 g／t。

3.3.2 锌精选条件试验

对选定条件下获得的锌粗精矿进行再磨—精选试验，最终确定锌粗精矿再磨细度为－0.038 mm占80%，精选次数为4次（各次精选都用石灰调矿浆pH为12），此时可以获得合格的锌精矿。

3.4 黄铁矿浮选条件试验

对选定条件下经1粗1扫铅浮选—磁黄铁矿弱磁粗选—1粗2扫锌浮选（锌扫选1用石灰调矿浆pH为12并添加硫酸铜60 g／t、丁黄药10 g／t，扫选2添加硫酸铜30 g／t、丁黄药10 g／t）产生的尾矿进行黄铁矿浮选条件试验，结果表明：当用硫酸调矿浆pH值为8、丁黄药用量为60 g／t、2号油用量为21 g／t时，可获得硫品位为35.55%、硫回收率为44.56%的黄铁矿粗精矿；黄铁矿粗精矿经2次空白精选，可获得硫品位为40.86%、硫回收率为41.89%的黄铁矿精矿。

3.5 闭路流程试验

在条件试验基础上，按图8进行优先浮铅—铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿—弱磁选尾矿浮锌—锌尾矿浮黄铁矿全流程闭路试验，最终获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%、含锌2.21%的铅精矿，锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%、含铅0.21%的锌精矿，硫品位为40.07%、硫回收率为60.36%的黄铁矿精矿及硫品位为26.65%、硫回收率为25.29%的磁黄铁矿精矿，黄铁矿精矿与磁黄铁矿精矿构成的综合硫精矿硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%（见表2）。

表2 闭路流程试验结果%

4 结 论

（1）内蒙古某铅锌矿石中含铅0.42%，含锌1.73%，含硫19.30%，铅主要以方铅矿形式存在，锌主要以铁闪锌矿形式存在，硫主要以磁黄铁矿、黄铁矿形式存在。由于铅、锌矿物嵌布粒度细，与其他矿物共生密切，加上铁闪锌矿可浮性差且与磁黄铁矿性质相近，因此该矿石属低品位难选铅锌硫化矿石。

图9 闭路试验流程

（2）采用优先浮铅—铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿—弱磁选尾矿浮锌—锌尾矿浮黄铁矿工艺方案，可获得铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿，锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿，试验指标较好。

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［8］张维佳，曹文红，卢冀伟.内蒙古某混合铅锌矿石优先浮选试验研究［J］.有色金属：选矿部分，2012（3）：25-27.

Experimental Study on Beneficiation for a Refractory Low-grade Lead-zinc Ore of Inner M ongolia

Luo Xianping1Du Xianyan1Zhao Yunxiang2Zou Liping1
（1．Faculty of Resource and Environmental Engineering，Jiangxi University of Science and Technology；2．Inner Mongolia Dongshengmiao Mining Industry Co．，Ltd．）

A lead-zinc ore of Inner Monggia belongs to a refractory ore，because it contains low grade of lead and zinc，among which zincmainly occurs in marmatite，and lead-zinc minerals is fine embedded and closely associated with otherminerals.Also，there aremany pyrrhotitewhich has similar property withmarmatite.According to the ore properties，the process of preferential lead flotation-low intensitymagnetic separation to separate pyrrhotite from lead tailings-zinc flotation from low magnetic tailings-pyrite flotation from zinc tailings was adopted to treat this ore.Through the closed-circuit tests，lead concentrate with Pb grade of 42.27%and Pb recovery rate of 71.46%，zinc concentrate with Zn grade of 44.11%and Zn recovery of70.93%，and S concentratewith Sgrade of34.89%and S recovery of85.66%were obtained respectively.The test provides a basis for development and utilization of this ore.

Refractory low-grade lead-zinc ore，Lead flotation，Low intensity magnetic separation of pyrrhotite，Zinc flotation，Flotation of pyrite

2013-06-25）

*国家自然科学基金项目（编号：50704018），江西省科技支撑计划项目（编号：20111BBE50015）。

罗仙平（1973—），男，教授，院长，博士研究生导师，341000江西省赣州市客家大道156号。