广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

石贵明 周意超 刘 琴 张晶晶 李 明 汤石玉

(1.玉溪师范学院资源环境学院，云南 玉溪 653100；2.江西理工大学资源与环境工程学院，江西 赣州 341000；3.广东大尖山铅锌多金属矿，广东 河源 517100)

我国铅锌矿产资源丰富，分布广，铅、锌储量均位居世界第二位[1]。我国的铅锌成矿带主要分布在扬子地台周缘地区、三江地区及其西延部分、冈底斯地区、秦岭—祁连山地区、内蒙古狼山—渣尔泰地区、大兴安岭区带以及南岭等地区[2-4]。根据铅锌矿物可浮性和浮游速度的差异，铅锌矿选矿流程可以分为优先浮选流程、混合浮选流程以及联合流程3大类[5-8]。本研究对广东大尖山某铅锌矿石进行了工艺流程探索试验，可为类似矿石的选别提供一定的借鉴。

1 矿石性质

1.1 矿石化学组成

矿石化学多元素分析结果见表1。

从表1可以看出，矿石Pb、Zn、Ag具有一定的回收价值，Fe品位仅9.89%，S品位为7.8%。

1.2 矿石物相分析

对矿石铅、锌进行物相分析，铅物相分析结果见表2，锌物相分析结果见表3。

表1 矿石化学多元素分析结果Table 1 Chemical multielement analysisresults of the ore %

注：Ag含量的单位为g/t。

表2 矿石铅物相分析结果Table 2 Lead phase analysis results of the ore %

表3 矿石锌物相分析结果Table 3 Zinc phase analysis results of the ore %

从表2、表3可以看出，矿石中铅、锌均主要以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%，只含有少量的氧化矿，氧化铅和氧化锌分布率分别为4.29%和4.16%。

2 试验结果及讨论

混合浮选流程与优先浮选流程的探索性试验对比结果说明，采用优先浮选流程时，铅锌可以得到较好的分离，同时尾矿中的铅锌含量较低，能获得较好的选别指标。因此，本研究选取优先浮选流程进行试验。优先浮选条件试验流程见图1。

图1 条件试验流程Fig.1 Flow chart of conditioning tests

2.1 磨矿细度试验

在铅粗选矿浆pH调整剂CaO用量为2 000 g/t、抑制剂ZnSO4用量为500 g/t，锌粗选活化剂CuSO4用量为300 g/t时，选铅和选锌捕收剂丁黄药用量均为40 g/t，磨矿细度分别为-0.074 mm占70%、75%、80%、85%、90%条件下进行浮选试验，结果见表4。

表4 不同磨矿细度试验结果Table 4 Results of different grinding fineness

从表4可以看出：随着磨矿细度的增加，铅粗精矿铅指标和锌粗精矿锌指标均先提高后降低；磨矿细度为-0.074 mm占80%时，粗选指标最佳，此时铅粗精矿铅品位为24.97%、回收率为60.40%、含银321 g/t，锌粗精矿锌品位为25.73%、回收率为77.66%，且此时铅锌互含也较低。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占80%。

2.2 捕收剂种类试验

在铅粗选矿浆pH调整剂CaO用量为2 000 g/t、抑制剂ZnSO4用量为500 g/t，锌粗选活化剂CuSO4用量为300 g/t时，分别选取乙硫氮、丁黄药、丁胺黑药、Z-200和苯胺黑药为选铅和选锌捕收剂，用量均为40 g/t进行试验，结果见表5。

从表5看出，苯胺黑药为捕收剂时，铅粗精矿铅品位最高，为29.34%，铅回收率为55.61%，锌粗精矿锌品位最高，为29.35%，锌回收率为87.59%；乙硫氮为捕收剂时，铅粗精矿铅品位为26.13%，仅次于苯胺黑药为捕收剂时指标，而且铅回收率最高，为67.81%，但是铅精矿中夹杂锌也较为严重，含锌8.92%，锌粗精矿锌品位为25.73%，锌回收率最高，为90.04%，但锌精矿中夹杂铅较为严重，含铅8.92%；丁黄药为捕收剂时，铅粗精矿铅品位为24.97%，铅回收率为60.40%，锌含量最低，为1.44%，锌夹杂最低，锌粗精矿锌品位为25.73%，回收率为77.66%；丁胺黑药为捕收剂时，铅粗精矿铅品位为18.44%，铅精矿中夹杂锌较低，含锌4.89%；Z-200为捕收剂时，选别指标较差。综合考虑：选取丁胺黑药和丁黄药的组合药剂作为选铅的捕收剂，用量比为1∶1，即用量均为20 g/t；选取丁黄药作为选锌捕收剂，用量为40 g/t。

2.3 调整剂用量试验

在铅粗选ZnSO4用量为500 g/t、丁胺黑药+丁黄药用量为20+20 g/t，锌粗选CuSO4用量为300 g/t，丁黄药用量为40 g/t条件下，采用CaO作为调整剂，在选铅时添加量分别为1 000、1 500、2 000、2 500、 3 000 g/t，选锌时添加适量CaO将矿浆pH分别对应调整为7～8，8～9，9～10，10～11，11～12之间，试验结果见表6。

表5 捕收剂种类试验结果Table 5 Results of collector types

表6 调整剂用量试验结果Table 6 Results of adjustor dosage

从表6可以看出，CaO用量为2 000 g/t时，铅粗精矿铅品位最高，达18.83%，同时其夹杂的锌含量最低，为5.03%，含银达357.20 g/t，亦是最高值，锌粗精矿锌品位和回收率随pH升高先升高后降低，锌粗精矿中夹杂银品位较低，可知银已大部分富集到铅精矿中。综上所述，选取CaO用量为2 000 g/t，选锌时用CaO将矿浆pH调整为9～10。

2.4 硫酸锌用量试验

在铅粗选CaO用量为2 000 g/t，丁胺黑药+丁黄药用量为20+20 g/t，硫酸锌用量分别为450、600、750、900和1 050 g/t，锌粗选CuSO4用量为300 g/t，丁黄药用量为40 g/t条件下进行试验，结果见表7。

表7 硫酸锌用量试验结果Table 7 Results of zinc sulfate dosage

从表7可以看出，随着硫酸锌用量的增加，铅粗精矿锌品位总体趋势是先增加后逐步降低的，锌粗精矿锌品位和回收率均逐渐提高后小幅降低，锌粗精矿银品位先降低后小幅增加，硫酸锌用量为900 g/t时，锌粗精矿锌品位和回收率均最高且银品位最低。综上所述，确定硫酸锌用量900 g/t。

2.5 CuSO4用量试验

在铅粗选CaO用量为2 000 g/t、丁胺黑药+丁黄药用量为20+20 g/t、硫酸锌用量为900 g/t，锌粗选丁黄药用量为40 g/t，锌活化剂CuSO4用量分别为400、600、800、1 000和1200 g/t条件下，考察CuSO4用量对锌粗精矿指标的影响，结果见表8。

表8 CuSO4用量对锌粗精矿指标的影响Table 8 Influence of copper sulfate dosageon zinc rough concentrate index

从表8可以看出，随着硫酸铜用量的增加，锌粗精矿锌品位和回收率均呈先升高后降低的趋势，在硫酸铜用量为600 g/t时锌粗精矿锌指标最佳，且银品位为99.54 g/t，相对较低。综合考虑，确定硫酸铜用量为600 g/t。

2.6 闭路试验

在条件试验的基础上，确定的闭路试验流程见图2，结果见表9。

由表9可知，矿石经闭路试验可获得铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的良好指标。

3 产品质量分析

对闭路试验获得的铅精矿、锌精矿进行了产品质量分析，铅精矿多元素分析结果见表10，锌精矿多元素分析结果见表11。

从表10、11可以看出：铅精矿铅品位达60.29%，符合国家三级铅精矿产品标准；锌精矿锌品位48.32%，符合国家六级锌精矿产品标准。

4 结 论

(1)广东大尖山某铅锌多金属矿石只有Pb、Zn、Ag具有一定的回收价值，其余元素含量偏低，难以回收利用。铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%，只含有少量的氧化矿，氧化铅和氧化锌分布率分别为4.29%和4.16%。

(2)在原矿铅品位2.10%、锌品位3.85%的情况下，矿石磨细至-74 μm占80%，以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫铅浮选，铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO4为活化剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫锌浮选，获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。铅精矿达到国家三级产品标准，锌精矿达到国家六级锌产品标准。

图2 闭路试验流程Fig.2 Flow chart of close-circult表9 闭路试验结果Table 9 Results of close-circult

产 品产 率/%品 位Pb/%Zn/%Ag/(g/t)回收率/%PbZnAg铅精矿3.0760.293.64826.1392.022.6572.75锌精矿7.160.9548.3261.713.3492.3019.19尾 矿89.770.100.215.664.645.058.06原 矿100.002.103.8535.85100.00100.00100.00

表10 铅精矿多元素分析Table 10 Multielement analysis of lead concentrate %

注：Ag含量的单位为g/t。

表11 锌精矿多元素分析Table 11 Multielement analysis of zinc concentrate %

注：Ag含量的单位为g/t。

[1] 尚衍波，陈经华，何发钰.中国铅锌选矿技术新进展[J].世界有色金属，2016(3)：11-18.

Shang Yanbo，Chen Jinghua，He Fayu.The new progress of China's lead-zinc mineral processing technology[J].World Nonferrous Metals，2016(3)：11-18.

[2] 黄和平，罗仙平，翁存建，等.四川会东某铅锌矿石选矿工艺优化研究[J].金属矿山，2017(7)：101-105.

Huang Heping，Luo Xianping，Weng Cunjian，et al.Technological optimization on mineral processing of a lead-zinc sulphide ore in Huidong County，Sichuan Province[J].Metal Mine，2017(7)：101-105.

[3] 左 海.江西某银铅锌多金属硫化矿石选矿工艺优化[J].金属矿山，2017(5)：84-88.

Zuo Hai.Process optimization for a polymetallic silver-lead-zinc sulfide ore in Jiangxi[J].Metal Mine，2017(5)：84-88.

[4] 田树国，崔立凤.含金、银低品位铅锌硫化矿综合回收试验研究[J].有色金属：选矿部分，2017(1)：35-39.

Tian Shuguo，Cui Lifeng.Experimental study on comprehensive recovery of low grade lead zinc sulfide ores containing gold and silver[J].Nonferrous Metals：Mineral Processing Section，2017(1)：35-39.

[5] 刘建华，刘述忠.福建某难选铜铅锌多金属矿石浮选研究[J].有色金属:选矿部分，2017(4)：11-16.

Liu Jianhua，Liu Shuzhong.Flotation of refractory Cu-Pb-Zn polymetallic ore in Fujian[J].Nonferrous Metals：Mineral Processing Section，2017(4)：11-16.

[6] 宋 强，谢 贤，童 雄.滇西某含锑铅锌硫化矿石浮选试验[J].金属矿山，2017(5)：79-83.

Song Qiang，Xie Xian，Tong Xiong.Experiment on flotation of lead zinc sulfide ore containing antimony in Western Yunnan[J].Metal Mine，2017(5)：79-83.

[7] 胡 俊，邹积贞，康继红，等.印尼某含碳铅锌矿石铅锌分离试验研究[J].黄金，2016，37(3)：59-63.

Hu Jun，Zou Jizhen，Kang Jihong，et al.Separation of lead and zinc in a certain carbon lead-zinc ore in Indonesia[J].Gold，2016，37(3)：59-63.

[8] 甘 恒，陈建华.云南某含金银铅锌尾矿再选试验[J].金属矿山，2017(5)：193-196.

Gan Heng，Chen Jianhua.Experiment on reselection of a Au-Ag-Pb-Zn tailings from Yunnan Province[J].Metal Mine，2017(5)：193-196.