铅锌尾矿综合回收铅锌硫的实践分析

何建军 缪海花

（福建金东矿业股份有限公司 福建三明 365100）

矿山选矿后，在当时经济及技术条件下不适合回收利用的矿山固体废料叫做尾矿库中。虽然大部分矿产是多元素复合矿，含有共生伴生有价金属，但是常常只回收某种目的金属，这样便会导致尾矿中大量有价值的元素没有被利用。随着经济的不断发展，矿产资源的需求量日益增大。所以可得出这样的结论：综合回收利用尾矿资源，产生更多新的二次资源势在必行。

选取福建某铅锌矿选厂为例。为了回收尾矿中的铅、锌、硫，尾矿再选厂使用高效射流浮选设备，流程为混合一优先浮选流程。但在投产之后，向外销售的仅有31.5%的低品位锌精矿，因为硫精矿、铅精矿的品位低，所以不可以作为产品，更不能向外销售。在生产过程中，只回收了硫化矿，没有回收氧化矿。硫单体的解离度为88.8%，锌单体解离度为25.5%，铅单体解离度仅为61.11%，解离度非常低，生产工艺中也没设置磨矿作业，从而导致选别效率很低。针对生产流程中存在的问题，提出了严谨的改造工艺，采用重一浮联合混选，混合精矿分离铅、锌、硫。生产工艺在改造之后，生产指标得以提高，硫精矿品位35.3%、回收率60%；锌精矿品位45%、回收率62.5%；铅精矿品位40%、回收率43%。这三种精矿的品味均达到了销售所要求的品位。

1 矿石性质

福建某个铅锌矿选厂排出的尾矿浓度为25%，粒度为一0.074mm占60%，在尾矿中含硫3%～5%，含锌1.1%～2%，含铅0．2%～0．3%。该尾矿主要的矿物有磁黄铁矿、菱锌矿、闪锌矿、白铁矿、白铅矿等，微量矿物有黄铜矿、毒砂。脉石矿物主要有方解石，其次是云母、石英、长石、绿泥石。尾矿多元素分析为：Zn 1.85%、Pb 0.3%、S4%、Au<0.1g/t、Ag 3.69g/t。铅锌物相分析。

2 生产流程

2.1 具体的生产流程

经过管道的输送,尾矿矿浆加到搅拌槽并且加药调成浆后，采用一粗一扫混合浮选铅锌矿后再丢尾，然后在搅拌槽里将混合浮选矿调浆，一粗一扫二精选便可以得到硫精矿和锌精矿。混选的药剂是硫酸铜、丁基黄药；分离锌硫的药剂是丁基黄药、石灰，分离浮选矿浆的pH为13。分离浮选铅精矿含锌10%，品位仅5%，因为铅和锌不可以分开，所以就停止了选铅的流程。选用高效射流浮选机作为浮选设备，锌浮选为4台JF一1，混选为2台JF一5，铅浮选为 3台 JF—l。

2.2 生产流程中存在的主要问题

投产后，只能生产出低品位锌精矿,品位为31．5%、回收率为46%，但是硫精矿品位非常低，仅有25．22%，在当地根本就没有销路，而且铅也没有生产出产品。存在着如下几个问题。

2.2.1 用作选别的药剂比较单一，仅有黄药和硫酸铜，是选别硫化矿的药剂。该尾矿中铅锌的氧化率64.4l%，氧化率33.33%，氧化率较高，氧化矿浮选药剂的可以提高铅锌技术指标。

2.2.2 工艺过于简单，与该尾矿的矿石性质不太适应。锌矿物单体解离度只有25.1%，其中有41.98%和脉石连生，其它的与方铅矿一脉石、黄铁矿一脉石、黄铁矿连生；黄铁矿单体的解离度为88.9%，大多数都与闪锌矿连生；方铅矿单体的解离度61.11%，其中与闪锌矿连生占16.67%、与脉石连生占22.32%。生产合格的硫精矿、锌精矿和铅精矿的前提是使铅锌硫矿物单体解离，但是生产工艺中未设磨矿作业。由于单体的解离程度并不高，锌只能回收一部分单体和富连生体；铅不能选出符合标准的产品；硫单体的解离度较高，合格的高品位硫精矿35%以上。

2.2.3 将高效射流浮选机作为浮选设备，这种类型的机器单槽富集比较高，因此使生产流程更加简化，节省占地面积、节省电力，降低了生产成本。这个浮选设备便是该工艺获利的关键作在。

2.2.4 该尾矿中-10μm粒级含量8.39%，大部分是次生细或粒，由前选厂磨矿产生。而且有尾矿中有残留药剂，不利于精矿品位的提高。因此应采用浓缩加调整剂的方式脱泥脱药。

3 工艺改进

3.1 改进思路3.1.1使有用矿物单体解离，解决磨矿问题。尾矿中铅锌氧化率高，含有的铅锌硫的品位低，所以技术指标较低。尾矿全磨成本高，投资大，从经济角度上来说不可取。将尾矿中的硫化矿先富集再混精最后一步磨矿，投资少，生产成本低。粗粒重选一细粒浮选联合工艺、重选、浮选都是预先富集的方法，重选设备可以选择螺旋溜槽或摇床。重选不仅可以富集有用的矿物，还可以脱掉一些矿泥，但是缺点就在细粒级回收率很低，摇床占地面积过大。对于粗粒级连生体(特别是贫连生体)的选别，用浮选的效果不佳。对于该尾矿来讲，采用粗粒重选一细粒浮选是比较适合的工艺。

3.1.2 泥质对氧化锌浮选的影响较大。通常情况下，在浮选前需要脱泥。该尾矿的生产实践也表明了尾矿残留的药剂和-10μm泥质对精矿品位影响较大，对于分选不利。在混合精矿磨矿之后需要设置脱泥斗脱除-10μm矿泥。

3.1.3 混合精矿磨矿脱泥后需要设置一次精选以使硫精矿品位达到35%以上。

3.1.4 需要加强对氧化矿物的回收。

3.2 工艺改进的具体做法

在尾矿回收厂的生产期间，在这过程中出现了一些问题，针对这些问题，做了一个小型试验，混合精矿再磨。但思路并没打开，一直停留在选单一硫化锌上。当磨矿细度0.074mm占比例77.5%，加硫酸铜100 g/t，丁基黄药120 g/t，石灰1.0000g/t，锌回收率68%，精矿含铅3.57%，精矿品位32%，铅回收率46%。锌精矿品位低的主要有两个原因：一是铅进入锌精矿中，二是受矿泥的影响。在该生产流程投产前，尾矿中的硫化矿用螺旋溜槽回收过，硫精矿品位26.7%、锌6.43%、铅1.35%，硫回收率62%，一30μm粒级硫回收率仅35%；+30μm粒级硫回收率78%。因为当地销售要求的硫精矿品位在35%以上，而且铅锌也不能超标，所以无法销售。

结合生产实践的数据和探索实验，制定了工艺改造的方案，因为要节省试验的经费，开展了拟定的流程来验证试验。试验流程为：+0.074mm用螺旋溜槽回收铅锌硫0.074mm混合浮选铅锌硫混合精矿磨矿后脱泥后的混合精矿精选一次进分离浮锌、浮铅，尾矿为硫精矿。回收重点是氧化铅、氧化锌。

4 结语

4.1 一般来说，存在尾矿细、杂、贫，泥化情况严重，有用矿物粒度细，浮选尾矿中残余药剂较多等问题。选矿时一定要处理好产品精矿品位和回收率间的关系，生产出合格的产品。采用合理的工艺和节能高效的设备，进行综合性的回收，以获得较好的经济效益。

4.2 该尾矿含铅0.3%、硫4.6%、锌1.85%，铅、锌氧化率33.33%、64.41%，氧化率高，品位低，属于低品位物料。生产工艺要改善，采用细粒浮选的方法，采用粗粒螺旋溜槽的工艺重选可得铅锌硫混合精矿，混精磨矿脱泥精选后再分离铅锌硫，可得回收率43%、品位40%的铅精矿；回收率60%、品位35.3%的硫精矿；回收率62.5%、品位45%的锌精矿。获得了较好的技术指标和经济效益，积累了综合利用尾矿的经验。

[1]罗仙平.会理锌矿尾矿中氧化锌的回收[J].金属矿山,2007,(9).

[2]低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究[J].矿冶,2006,(9):21.