内蒙古某低品位铅锌银矿选矿试验研究

周玉才

（湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100）

内蒙古某低品位铅锌银矿选矿试验研究

周玉才

（湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100）

内蒙古某铅锌银矿原矿品位低，试验研究在工艺矿物学的基础上，对可能影响选矿指标的因素进行了分析，结果表面，方铅矿与闪锌矿形成复杂的镶嵌关系，不利于铅锌的分离，闪锌矿平均含有6.86%的Fe，将影响锌精矿品位。试验研究确定了采用铅锌硫优先浮选的选矿工艺，采用该工艺获得的铅精矿中含Pb 60.92%、回收率为88.24%，含Ag 3 109.12 g／t、回收率为64.76%；锌精矿中含Zn 45.83%、回收率为87.47%，含Ag 223.00 g／t、回收率为15.51%；硫精矿中含S 43.89%、回收率为70.60%。

铅锌银矿；低品位；浮选

铅锌矿是重要的战略性矿产资源，在有色金属工业中有着重要的地位，我国铅锌矿资源丰富，但矿石类型复杂，且伴生组分较多［1～3］。

内蒙古某铅锌矿是一种含银较高的多金属硫化矿，可回收的金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及伴生的银矿物，针对该矿石的工艺矿物学性质，采用优先浮选流程，并尽可能在方铅矿的浮选过程中，采用对伴生银矿物捕收性好的捕收剂，使伴生的银矿物尽可能地富集在铅精矿中［4，5］。

1 矿石性质

矿石工艺矿物学研究结果表明：矿石中主要回收对象为铅、锌，综合回收银、硫。矿石中的铅矿物以方铅矿为主，方铅矿呈他形粒状，部分晶粒中发育特有的三角形孔洞，主要与闪锌矿、黄铁矿关系密切。矿石中的锌矿物以闪锌矿为主，闪锌矿呈团粒状等形态浸染嵌布于脉石中，与黄铁矿、方铅矿关系密切，锌的氧化率较低，仅为8.43%。矿石中闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度较粗，属中粗粒的嵌布范畴，而方铅矿属细粒嵌布。脉石矿物主要是石英，其次为云母、方解石、长石、绿泥石等。嵌布粒度统计结果显示，闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度较粗，属中粗粒的嵌布范畴，而方铅矿属细粒嵌布。原矿的多元素化学成分分析结果见表1，铅、锌和银的化学物相分析结果分别见表2、表3和表4。

表1 矿石的多元素化学成分分析结果%

表2 矿石中铅的化学物相分析结果%

表3 矿石中锌的化学物相分析结果%

表4 矿石中银的化学物相分析结果

2 选矿试验

根据试样的矿石性质，试验采用铅锌硫优先浮选的工艺流程。2.1 铅粗选抑制剂种类试验

铅粗选进行了不同种类组合抑制剂试验。试验工艺流程如图1所示，试验结果见表5。

表5 组合抑制剂试验结果%

从表5试验结果可知，与其它组合抑制剂相比，三号组合抑制剂效果最佳，因此选择三号组合抑制剂为铅浮选的抑制剂。

2.2 抑制剂用量试验

2.2.1 CaO用量试验

固定水玻璃用量400 g／t，ZnSO4用量1 200 g／t，BJ－10用量25 g／t，2＃油用量10 g／t。CaO用量试验工艺流程如图2所示，试验结果见表6。

图2 CaO用量试验工艺流程

表6 CaO用量试验结果

从表6试验结果可知，随着CaO用量的增加，铅精矿的品位不断提高，但铅的回收率在下降，当CaO用量高于2 000 g／t时，再增加其用量，铅精矿回收率降幅明显。因此CaO适宜用量为2 000 g／t。

2.2.2 水玻璃用量试验

温度计不能直接接触试管瓶底，更不能待燃烧完全后再测水温，用橡胶塞打孔后将温度计固定在水层中部，同时试管瓶口部加橡胶塞也可以减少热量散失。

固定CaO用量2 000 g／t，ZnSO4用量1 200 g／t，其它条件同CaO用量试验，水玻璃用量试验工艺流程如图3所示，试验结果见表7。

图3 水玻璃用量试验工艺流程

表7 水玻璃用量试验结果

从表7试验结果可知，随着水玻璃用量的增加，铅精矿中锌的含量逐渐降低，铅品位不断提高，但铅的回收率在下降，当水玻璃用量高于400 g／t时，再增加其用量，铅精矿回收率降低幅度较大。因此水玻璃适宜用量为400 g／t。

2.3 铅粗选捕收剂种类试验

铅浮选捕收剂的选择非常关键，应选择对铅矿物选择性好的捕收剂。在磨矿细度－0.074 mm占78%的条件下，确定CaO的用量为2 000 g／t，水玻璃用量为400 g／t，硫酸锌用量1 500 g／t的情况下，进行了捕收剂种类条件试验。试验工艺流程如图4所示，试验结果见表8。

图4 捕收剂种类试验工艺流程

表8 捕收剂种类试验结果

从表8试验结果可知，与其它捕收剂相比，铅粗选采用捕收剂BJ－10可获得较好的指标，因此，铅粗选以BJ－10作为铅矿物的捕收剂。

2.4 铅粗选捕收剂用量试验

在确定了捕收剂种类后，进行了捕收剂用量试验，试验工艺流程如图5所示，试验结果见表9。

从表9试验结果可知，随着BJ－10用量的增加，铅的回收率增加，当BJ－10用量为40 g／t时，再增加其用量，铅的回收率增加幅度不大，但铅精矿中锌含量明显增加。因此，综合考虑铅、锌的浮选指标，BJ－10适宜用量为40 g／t。

图5 捕收剂用量试验工艺流程

表9 捕收剂用量试验结果

2.5 锌硫等可浮粗选最佳条件

铅浮选后的尾矿进行锌硫等可浮的条件试验，得到锌硫等可浮粗选的最佳条件为硫酸铜用量150 g／t，丁黄药用量15 g／t，BJ－10用量15 g／t，2＃油用量20 g／t。

2.6 硫粗选最佳条件

锌硫等可浮的的尾矿进行硫浮选的条件试验，得到硫浮选的最佳条件为硫酸用量4 000 g／t，硫酸铜用量200 g／t，丁黄药用量70 g／t，2＃油用量20 g／t。

2.7 铅锌硫优先浮选闭路试验

在各条件试验的基础上进行了铅锌硫优先浮选闭路试验，试验工艺流程如图6所示，试验结果见表10。

从表10试验结果可知，铅精矿中含Pb 60.92%、回收率为88.24%，含Zn 6.44%，含Ag 3 019.12g／t、回收率为64.76%；锌精矿中含Zn 45.83%，回收率为87.47%，含Pb 0.35%，含Ag 223.00 g／t；硫精矿中含S 43.89%，回收率为70.60%。

图6 铅锌硫优先浮选闭路试验工艺流程

表10 铅锌硫优先浮选闭路试验结果%

3 结 论

1.矿石主要回收对象为铅、锌，综合回收银、硫。矿石中闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度较粗，属中粗粒的嵌布范畴，而方铅矿属细粒嵌布。脉石矿物主要是石英，其次为云母、方解石、长石、绿泥石等。

2.矿石中主要回收对象为铅、锌、银。针对该矿石性质的特点，进行了药剂制度、药剂条件试验，最终采用铅锌硫优先浮选工艺流程，获得了优良的铅、锌、银、硫浮选指标。

3.在磨矿细度为－0.074 mm占78%的条件下，采用铅锌硫优先浮选工艺流程，获得的浮选指标为：铅精矿中含Pb 60.92%、回收率为88.24%，含Zn 6.44%，含Ag 3 109.12 g／t、回收率为64.76%；锌精矿中含Zn 45.83%、回收率为87.47%，含Ag 223.00

g／t、回收率为15.51%；硫精矿中含S 43.89%、回收率为70.60%。

［1］ 陈喜峰，彭润民.中国铅锌矿资源形势及可持续发展对策［J］.有色金属工程，2008，60（3）：129－132.

［2］ 邱廷省，何元卿，余文，等.硫化铅锌矿浮选分离技术的研究现状及进展［J］.金属矿山，2016，45（3）：1－9.

［3］ 张长青，芮宗瑶，陈毓川，等.中国铅锌矿资源潜力和主要战略接续区［J］.中国地质，2013，40（1）：248－272.

［4］ 陈荩，朱建光.有色金属硫化矿选矿［J］.矿冶工程，1988，（3）：77.

［5］ 邹坚坚.富银铅锌矿浮选分离试验研究［D］.长沙：中南大学，2013.

Beneficiation Experimental Study on a Low Grade Lead-zinc-silver Ore in Inner M ongolia

ZHOU Yu-cai
（Hunan Research Institute of NonferrousMetals，Changsha 410100，China）

The influencing factors of dressing performance of a low grade lead-zinc-silver ore in Inner Mongolia are gained based on processmineralogy resultswhich contain the low grade of valuable elements，complicated relationship of galena and sphalerite，and the high iron content of 6.86%.Beneficiation experiments study on separation galena from sphalerite to improve the metal recovery rate have been carried out.According to the mineral processing test results，the scheme of preferential flotation of the lead and zinc sulfur were determined.And the lead concentration is obtained with 60.92%lead content and the recovery rate was 88.24%，3 109.12 g／t Ag content and recovery of 64.76%，the zinc concentration with 45.83%zinc content and the recovery rate was 87.47%，223.00 g／t Ag content and recovery of 15.51%，the sulfur concentration with 60.92%sulfur content and the recovery rate was 70.60%.

Pb-Zn-Ag ore；low grade；flotation

TD913

A

1003－5540（2017）04－0015－05

2017－04－20

周玉才（1985－），男，工程师，主要从事有色金属选矿及设计工作。