.png)
.png)
1 试样性质
福建某高硫多金属铅锌矿中主要金属矿物为磁黄铁矿、黄铁矿和磁铁矿，次为黄铜矿、闪锌矿和方铅矿，偶见毒砂和白铁矿，脉石矿物以石英居多，其次为长石、黑云母、绢云母、阳起石和铁白云石等。主要矿物组成见表 1。矿石中各种金属硫化物的产出形式较为复杂，嵌布粒度较细，相互之间交代穿插的现象常见。黄铜矿多呈不规则粒状沿磁铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铁矿的边缘及粒间充填; 方铅矿比闪锌矿更加细小，普遍在 0． 1 mm 以下，常被闪锌矿交代; 磁铁矿呈半自形或不规则粒状，粒度变化较大; 磁黄铁矿是最主要的金属硫化物，不仅含量高，而且与其他硫化物的交生关系极为复杂，初步估计即使通过细磨也难使它们充分解离，因而会导致其他目的矿物难以得到有效地富集和回收。黄铁矿含量仅次于磁黄铁矿，呈自形、半自形等轴粒状或不规则状，与其他矿物交生关系较为简单。由此可以判断，影响铜、铅、锌和铁元素回收的因素主要是磁黄铁矿。试样多元素分析结果见表 2。由表 2 可以看出该矿石铜、铅、锌的品位都很低，硫含量高达 25． 4%，属于高硫、低品位多金属硫化矿石。铅锌物相分析结果见表 3。表 3 表明铅锌的氧化率较高。该矿可以回收的铅锌主要是硫化铅锌矿物，氧化矿物还难以充分回收利用。综上分析得知，矿物中较高的硫含量和低品位的有用矿物将会导致最终目的矿物品位不高，而较高的氧化率则会直接制约其回收率的提高。
2 试验方法
根据该矿工艺矿物学特点，为了能获得合格产品，必须使黄铜矿、闪锌矿、方铅矿和磁铁矿较为充分的单体解离。并针对其硫高、铅锌品位低这一特点，依据高碱性条件下能够避免铅锌硫可浮性相近，在较高 pH条件下，有利于闪锌矿的抑制，而方铅矿则仍具有良好的可浮性等性质［2 －3］，选择在高碱性条件下，采用优先浮选流程，用硫酸锌作锌抑制剂，进行无氰浮选分离［4］，并探索出最佳的药剂制度和工艺流程，获得合格的铅、锌、硫精矿。
3 试验研究
3． 1 磨矿粒度条件试验
由于矿物的嵌布粒度较细，粒度分布不均匀，并且pH 值越高，黄铁矿越易发生氧化反应［5］，进而黄铁矿很容易被抑制，会对方铅矿的浮选有利。按照图 1 所示流程，进行了磨矿粒度条件试验，结果见表 4。由表 4 可知，随着磨矿粒度变细，铅粗精矿回收率也随之增加，当 － 0． 074 mm 粒级占 85． 74% 时，铅粗精矿回收率不再增加，综合铅锌品位变化的趋势，选择－ 0． 074 mm 粒级占 85． 74% 的磨矿粒度进行其后的条件试验。
3． 2 石灰用量条件试验
选择石灰作矿浆的调整剂，以实现高碱性条件下的浮选，磨矿粒度为 － 0． 074 mm 粒级占 85． 74%，流程见图 1，石灰用量试验结果见表 5。由表 5 可知，铅的回收率随着石灰用量的增加而降低，品位则逐渐增加，说明高碱性条件下石灰对黄铁矿及磁黄铁矿等的抑制作用很明显，同时将石灰加入磨机里的浮选结果进行对比，发现在保持相似的抑制效果的条件下，石灰的用量减少了近 50% 左右。因此，选择将石灰直接加入磨机中磨矿可以减少工业生产成本，此时的 pH 值约为 12，确定石灰用量为5 000g / t 进行后面的条件试验。
3． 3 锌抑制剂用量条件试验
选择硫酸锌作锌抑制剂，磨矿粒度为 －0． 074 mm粒级占 85． 74%，石灰用量为 5 000 g/t( 加入磨机中) ，按照图 1 所示流程，进行了硫酸锌用量条件试验，结果见表 6。表 6 说明了随着硫酸锌用量增加，铅粗精矿中锌的含量逐渐降低，当硫酸锌用量达到750 g/t 后铅粗精矿中锌的含量变化不再显著，考虑成本等因素，在此选择 750 g/t 的硫酸锌为宜。
3． 4 铅粗选捕收剂种类条件试验
在确定了磨矿粒度为－ 0． 074 mm 粒 级 占85. 74% ，石灰用量为 5 000 g / t( 加入磨机中) ，硫酸锌用量为 750 g/t 后，选择乙基黄药、丁胺和硫氮作为铅的捕收剂进行了铅捕收剂种类试验，试验流程见图 1，试验结果见表 7。表 7 数据表明，乙黄药选择性较好，但是捕收能力较差，SN －9#捕收能力较强，对铅也有较好的选择性，故选择 SN －9#作为铅浮选捕收剂。3． 5 铅粗选捕收剂用量条件试验磨矿粒度为 －0． 074 mm 粒级占 85． 74%，石灰用量为 5 000 g/t( 加入磨机中) ，硫酸锌用量为 750 g/t，捕收剂为 SN －9#，SN －9#用量试验结果见表 8。由表8 可见，当 SN － 9#用量为 30 g/t 时，品位开始下降，回收率增加不明显，因此 SN －9#用量确定为 30 g/t。
3． 6 锌粗选硫酸铜用量条件试验
磨矿粒度为 －0． 074 mm 粒级占 85． 74%，丁基黄药用量为 40 g/t，选择硫酸铜作为闪锌矿的活化剂并考察其用量，试验流程见图 2，结果见表 9。由表 9 可以看出，随着硫酸铜用量增加，锌回收率逐渐上升，但锌品位先增加后有所降低，当硫酸铜用量达到 200 g/t 后，锌品位达到最大，回收率上升趋势不再明显，故此，选择硫酸铜的用量为200 g/t 较为适宜。
3． 7 锌粗选丁基黄药用量条件试验
磨矿粒度为 －0． 074 mm 粒级占 85． 74%，硫酸铜用量为 200 g/t，选择丁基黄药作为锌的捕收剂并考察其用量，试验流程见图 2，结果见表 10。由表 10 可见，随丁基黄药用量增加，锌回收率逐渐增加，当丁基黄药用量达到 40 g/t 时回收率增幅逐渐递减，因此选择丁基黄药用量 40 g/t 较为适宜。
3． 8 粗磨开路试验
粗磨开路试验流程见图 3，通过铅锌分别一粗一扫三精选，最后硫进行了一粗一扫一精，试验结果如表11 所示。从表11 不难看出，在 －0． 074 mm 粒级占85. 74%的磨矿条件下，铅锌尚未达到充分的单体解离，导致品位不合格，为此，需要对铅锌粗精矿再磨，以使铅锌矿物实现更充分的单体解离。
3． 9 粗精矿再磨试验
粗精矿再磨试验结果见表 12。当铅的粗精矿的磨矿粒度达到 －0． 045 mm 粒级占 90%时，经过铅的 4次精选可以获得铅品位 44． 92%、回收率 41． 55% 的铅精矿合格产品，故此，选择再磨粒度为 － 0． 045 mm 粒级占 90%。同样的，也对锌的粗精矿进行了再磨粒度试验，结果见表 13。当 －0． 045 mm 粒级占 90%时，经过4 次精选，锌品位为 43. 97%、回收率为 40． 01%，因此，锌的再磨粒度确定为 －0．045 mm 粒级占90%为宜。由表 12 ～ 13 可知，当再磨粒度达到 － 0． 045 mm粒级占 90%时，铅精矿中铅品位为 44． 92%，而铅中锌含量也符合要求，锌精矿中锌品位也增加到 43． 97%，锌中含铅符合要求，说明铅锌实现了较好的单体解离。
3． 10 实验室小型闭路试验
在粗磨开路试验和再磨条件试验的基础上，对该矿进行了试验室小型闭路试验，闭路流程为铅一粗两扫粗精矿再磨后经过四次精选流程，选铅尾矿选锌，锌一粗两扫粗精矿再磨后进行四次精选作业，选锌尾矿再一粗一精选硫。闭路流程及药剂用量见图 4，结果见表 14。由表 14 可知，试验室小型闭路试验获得了铅品位42． 13% 、回收率 64． 25% 的铅精矿，铅精矿中含锌5. 47% ; 锌精矿锌品位 40． 27% 、回收率为 61． 07% ，锌精矿中含铅 1． 07%; 硫精矿硫品位为 43． 31%、回收率为85． 48%，硫精矿中含铅锌分别为0. 14%和0． 58%。
3． 11 验证试验
为了验证该流程的适应性，又取了该矿的较高品位的代表样品进行了验证试验，主要元素分析结果见表 15。由表 15 可以看出，铜铅锌 3 种元素的含量较前面的试验样品有所提高，但铜品位仍很低，不作单独回收。经过与前面类似的条件验证和药剂制度调整后，进行了小型闭路试验，获得的铅精矿品位 53． 67%、回收率66． 06%，其中含锌2． 12%; 锌精矿品位43． 32%、回收 率 65． 47%，其 中 含 铅 1． 49%; 硫 精 矿 品 位43. 31% 、回收率 83． 88% ，其中含铅、锌分别为 0． 28%和 0. 67%。验证试验指标较前面的矿样闭路指标有明显的提高。
4 结 语
1) 福建某高硫低品位复杂多金属硫化铅锌矿中有用矿物嵌布粒度分布较宽，共生交代关系复杂。黄铜矿与磁黄铁矿嵌布关系密切，闪锌矿部分与磁黄铁矿紧密镶嵌，部分则沿着磁铁矿边缘交代，方铅矿的分散程度较高，大多见于闪锌矿的边部，但粒度较为微细，只有在较细的磨矿粒度条件下才能实现大部分有用矿物的单体解离; 金属硫化物进入了铅锌精矿中致使目的矿物的品位很难提高，其中铅锌矿物的氧化率较高，这也是导致回收率低的直接原因。
2) 经过对比试验，采用阶段磨矿阶段选别流程比较合理。__段磨矿粒度为 －0．074 mm 粒级占85.74%，获得铅锌粗精矿。由于铅锌矿物嵌布粒度细，还需要铅锌粗精矿分别再磨至 － 0． 045 mm 粒级占 90% 左右，铅回路采用一粗、四精、二扫流程，锌回路采用一粗、四精、二扫，硫一粗、一精工艺流程，小型闭路流程试验获得了铅品位 42． 13%、回收率 64． 25% 的铅精矿，铅精矿中含锌 5． 47%; 锌精矿锌品位 40． 27%、回收率 61． 07%，锌精矿中含铅 1. 07%; 硫精矿硫品位为43． 31% 、回收率为 85． 48% ，硫精矿中含铅锌分别为0． 14% 和 0． 58% 。
3) 经较高品位矿验证后，闭路试验指标较前面而言也有所提高，表明该流程对该矿具有较好的适应性。
热门标签
