貴州某鉛細粒嵌布的高硫鉛鋅礦浮選工藝研究

傅開彬，寧　燕，肖軍輝，王進明

(1.固體廢物處理與資源化教育部重點實驗室，四川 綿陽 621010；2.西南科技大學環境與資源學院，四川 綿陽 621010)

貴州某鉛細粒嵌布的高硫鉛鋅礦浮選工藝研究

傅開彬1，2，寧燕1，2，肖軍輝1，2，王進明1，2

(1.固體廢物處理與資源化教育部重點實驗室，四川 綿陽 621010；2.西南科技大學環境與資源學院，四川 綿陽 621010)

摘要：針對貴州某鉛和硫嵌布粒度細、硫含量較高的鉛鋅礦開展浮選工藝研究。結果表明，磨礦細度-0.074 mm占60%，采用優先浮選流程，鉛浮選流程為“一粗三精三掃”、鋅浮選流程為“一粗三精三掃”、硫浮選流程為“一粗一精二掃”，能獲得合格精礦，鉛精礦中鉛品位43.29%、回收率78.33%，鋅精礦中鋅含量為44.90%、回收率91.21%，硫精礦硫含量為45.85%、回收率為58.99%。

關鍵詞：鉛細粒嵌布；高硫；鉛鋅礦；浮選

據美國地質調查局資料，我國鉛鋅礦資源豐富，已成為世界最大的鉛鋅資源國家[1]。但鉛鋅礦貧礦多，富礦少，共伴生元素較多，礦物類型復雜[2]。高硫型和細粒浸染型鉛鋅礦均屬于難選礦石，高硫鉛鋅礦通常是指礦石中黃鐵礦含量較高，能夠作為硫精礦回收利用的鉛鋅礦。該類型鉛鋅礦選別難度較大，表現為鉛、鋅和硫礦物難以分離，通常需要在高pH值的介質環境中浮選分離。細粒浸染型鉛鋅礦，方鉛礦和閃鋅礦嵌布關系復雜，與脈石礦物關系特別密切，選別指標很難提高[3]。貴州某鉛鋅礦，鉛鋅礦石量(332+333)103.82萬t，鉛金屬量4449.63t，鋅3730.42t，金屬礦物以硫化礦為主，該礦石具有硫含量較高和鉛嵌布粒度較細的特點，選別難度較大。為了開發利用該鉛鋅礦，本文采用“抑多浮少”的原則，選擇合適的浮選藥劑，對微細粒方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦的浮選分離進行了研究。

1礦石性質

礦石中金屬礦物主要為方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦，次為菱鋅礦、水鋅礦、白鉛礦、黃銅礦、褐鐵礦等，脈石礦物主要為重晶石、石英、白云石、黏土或泥質等。鉛鋅均以硫化物為主，氧化率為16.25%～21.36%。礦石中主要礦物含量見表1，主要化學成分X射線熒光光譜分析結果見表2，方鉛礦(Gn)和閃鋅礦(Sp)照片見圖1。

表1　礦石中主要礦物含量

表2　礦石X射線熒光光譜分析結果

方鉛礦(PbS)呈自形至半自形粒狀、它形浸染狀、集合體狀或條帶狀(圖1)，晶粒0.01～5.00 mm；閃鋅礦呈自形至它形不完整晶體、碎屑狀、星點狀，粒度0.01～5.00 mm；黃鐵礦呈五角十二面體晶形，粒度0.01～10.00 mm，少量呈碎屑狀，粒徑<0.1 mm。

圖1微細粒嵌布方鉛礦(Gn)和粒狀閃鋅礦(Sp)

表3原礦篩析結果

篩析粒度/mm產率/%品位/%分布率/%PbZnSPbZnS+0.1812.580.597.7710.434.3113.915.28-0.18+0.10618.410.688.9818.237.2723.5113.51-0.106+0.07421.110.8412.0820.8611.4536.2817.73-0.074+0.04523.122.905.1227.5730.6016.8525.66-0.04524.783.242.6837.9146.379.4537.82原 礦100.001.737.0324.84100100100

備注：S指黃鐵礦中的硫，由總硫減去閃鋅礦、方鉛礦和重晶石中的硫而獲得。

原礦破碎到全部小于2.0 mm后，篩析結果表明(表3)，隨著粒度減小，原礦中鉛和硫品位逐漸增加。方鉛礦以細粒為主產出，分布于-0.074 mm粒級中鉛含量為76.97%，+0.074 mm粒級中鉛含量為23.03%；黃鐵礦也以細粒為主產出，-0.074 mm粒級中硫含量為63.48%，+74μm粒級中硫含量為36.52%；閃鋅礦以粗粒為主產出，-0.074 mm粒級中鋅含量為26.30%，+74μm粒級中鋅含量為73.70%。

2選礦工藝研究

2.1試驗方案的確定

礦石特點為高硫、鉛和硫嵌布粒度細，鋅礦物嵌布粒度粗。針對此類型礦石，常以浮選為主干流程進行選別。高硫型鉛鋅礦浮選分離主要解決方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦之間的分離問題[4]。采用“鉛硫混浮-再浮鋅”工藝，鉛、硫分離獲得硫精礦產率和回收率均較低，主要原因是部分黃鐵礦沒有完全單體解離，繼續增加磨礦細度導致閃鋅礦過磨；“抑鉛浮鋅硫”鉛鋅分離效果也不好，“鉛鋅硫優先浮選”相對更適合該礦石。為此，最終采用鉛鋅硫優先浮選工藝，石灰抑制黃鐵礦，硫酸鋅抑制閃鋅礦，硫酸活化抑制后的黃鐵礦。

2.2方鉛礦浮選試驗

2.2.1方鉛礦捕收劑選擇

以丁基黃藥為捕收劑、2#油為起泡劑，粒度實驗結果表明，鉛浮選合適的粒度-0.074 mm含量為60%。方鉛礦浮選常用的捕收劑有乙硫氮、乙黃藥、25#黑藥和乙硫氮、丁黃藥等[5]。為選擇合適的方鉛礦捕收劑，考察乙硫氮(藥劑1)、丁黃藥(藥劑2)、乙黃藥+25#黑藥(1∶1，藥劑3)、乙黃藥+乙硫氮(1∶1，藥劑4)和乙黃藥(藥劑5)對方鉛礦的浮選效果，捕收劑用量為200 g/t，試驗流程見圖2，試驗結果見圖3。

從圖3可以看出，短鏈捕收劑(藥劑1、藥劑4、藥劑5)和25#黑藥對方鉛礦的浮選效果均不好，難以回收礦石中方鉛礦，表明礦石中方鉛礦可浮選較差，碳鏈較長的捕收劑2(丁黃藥)能有效回收方鉛礦，獲得鉛品位為29.06%、回收率為70.08%的鉛精礦，鉛精礦中鋅含量5.9%，符合鉛精礦對鋅的要求。故以藥劑2(丁基黃藥)作為方鉛礦捕收劑。

2.2.2丁基黃藥用量試驗

丁基黃藥碳鏈比乙黃藥長，捕收能力較強，其用量過大將導致方鉛礦中鋅含量超標。考察丁黃藥用量對方鉛礦浮選的影響，試驗流程見圖2，丁基黃藥用量分別為100 g/t、150 g/t、200 g/t和250 g/t時，丁基黃藥用量試驗結果見圖4。

圖2方鉛礦捕收劑選擇試驗流程

圖3方鉛礦捕收劑選擇試驗結果

圖4丁基黃藥用量試驗結果

從圖4可看出，當丁基黃藥用量為100g/t時，鉛精礦中鉛的品位為16.65%，回收率較低為49.94%，鋅含量較高為5.10%。隨著丁基黃藥用量增加，鉛精礦中鉛的品位先升高后逐漸降低，鉛回收率逐漸上升，丁基黃藥用量達到250 g/t時，鉛精礦中鉛品位25.94%、回收率為73.96%，鋅品位高達6.9%，超過鉛精礦質量要求，丁黃藥用量定為200g/t。

2.3閃鋅礦抑制劑試驗

閃鋅礦抑制劑選擇結果表明，硫酸鋅為閃鋅礦抑制劑時，鉛精礦中鉛品位29.06%、回收率為85.08%，鋅含量為5.15%、回收率為3.49%，以Na2S2O3和Na2SO3為閃鋅礦抑制劑，鉛精礦中鋅含量較高，選擇硫酸鋅作為閃鋅礦抑制劑。硫酸鋅用量試驗流程見圖5，當其用量為200g/t、400g/t、600g/t和800g/t時，硫酸鋅用量試驗結果見圖6。

圖5硫酸鋅用量試驗流程

圖6硫酸鋅用量試驗結果

從圖6可看出，隨著硫酸鋅用量增加，鉛精礦中鉛品位逐漸升高，鉛回收率先升高后降低，硫酸鋅用量為600g/t時，鉛精礦中鉛品位32.55%、回收率為86.36%，鋅精礦中鋅品位26.90%、回收率為90.99%。與硫酸鋅用量為600g/t相比，硫酸鋅用量為800g/t時，鉛精礦中鋅的含量僅降低了0.08%。硫酸鋅用量為600g/t比較合適。

2.4硫浮選試驗

2.4.1pH值試驗

優化鉛、鋅浮選條件后，鉛精礦中鉛、鋅精礦中鋅品位均較低，觀察發現鉛精礦和鋅精礦中有大量的黃鐵礦。pH值是影響鉛、鋅和硫浮選分離的重要因素，當黃鐵礦含量較少時，浮鉛用碳酸鈉作pH調整劑較為有利，黃鐵礦含量較高時，用CaO作pH值調整劑反而較好[6]。石灰價格低廉，且礦石中黃鐵礦含量較高，故選擇石灰作為鉛鋅硫浮選分離的pH值調整劑，試驗流程見圖5，pH值試驗結果見表4。

表4　pH值試驗結果

*注：未調整，自然pH值。

從表4可看出，當pH=13.0時，鉛精礦中鉛品位39.32%、回收率較為60.01%，鋅精礦中鋅品位為29.52%、回收率為78.19%，硫含量分別為9.2%和14.39%，硫效抑制效果較好，但鉛也被抑制。鉛浮選pH值為12，鋅浮選無論是否調節pH值，鉛精礦和鋅精礦中硫含量均較高，當鉛浮選pH值為12、鋅浮選不調節pH值(pH=10.54)時，鉛精礦和鋅精礦中硫含量分別為33.03%和35.63%；當鉛浮選和鋅浮選pH值均為12.5時，鉛精礦中鉛、鋅、硫品位分別為33.46%、3.63%和12.54%，回收率依次為75.23%、2.01%和1.96%，鋅精礦中鉛、鋅、硫品位分別為1.21%、38.15%和14.32%，回收率依次為10.65%、82.66%和8.78%。結果表明礦石中硫含量高，較高的pH值環境才能有效抑制黃鐵礦。鉛硫、鋅硫浮選分離的pH值定為12.5比較合適。

2.4.2黃鐵礦活化劑選擇試驗

黃鐵礦活化劑主要有無機酸類、有機酸類、無機鹽類、酸性廢水等[7]。為回收鉛鋅浮選尾礦中的黃鐵礦，在試驗流程圖5的基礎上，增加了黃鐵礦浮選，以丁基黃藥(400g/t)為捕收劑，2#油(100g/t)為起泡劑，稀硫酸、硫酸銅和碳酸氫銨為黃鐵礦活化劑，硫酸銅和碳酸氫銨用量為4000g/t，稀硫酸(10%)調節礦漿pH到中性，考察不同活化劑對黃鐵礦浮選效果的影響，試驗結果見表5。

從表5可看出，稀硫酸、硫酸銅和碳酸氫銨對黃鐵礦活化效果差異較大，硫酸銅和碳酸氫銨對高堿抑制的黃鐵礦活化效果較差，硫精礦中硫品位分別為23.88%和21.53%，硫回收率分別為16.59%和19.19%。黃鐵礦被石灰抑制后，表面形成Fe(OH)3親水膜，有Ca2+吸附于黃鐵礦表面，鉛鋅浮選礦漿pH值為12.5，黃鐵礦受到CaO抑制較深，只有在酸性介質或酸清洗后，才能恢復表面疏水性。采用稀硫酸調節礦漿pH到中性時，硫精礦中硫品位和回收率均較高，分別為45.02%和56.74%。還發現當稀硫酸調節礦漿pH值到中性后，添加硫酸銅活化黃鐵礦，能增加其回收率，黃鐵礦市場價格較低，故以稀硫酸作為黃鐵礦活化劑。

表5　黃鐵礦活化劑選擇試驗結果

2.5閉路試驗

條件試驗基礎上進行了開路試驗，確定了閉路試驗流程：鉛浮選流程為“一粗三精三掃”、鋅浮選流程為“一粗三精三掃”、硫浮選流程為“一粗一精二掃”。閉路試驗結果見表6。

表6　高硫鉛鋅礦閉路試驗結果

從表6可看出，采用上述閉路試驗流程，獲得合格精礦，達到礦產一般工業要求匯編(DZ/T0214-2002)中產品質量要求，鉛精礦接近四級品，鉛品位43.29%、回收率78.33%，鋅精礦為四級品，鋅含量為44.90%、回收率91.21%，硫精礦為優等品，硫含量為45.85%、回收率為58.99%。由于礦石中鉛和硫嵌布粒度細，方鉛礦和脈石礦物還沒有完全單體解離，導致鉛精礦中鉛品位不高，同時由于黃鐵礦和脈石礦物解離不充分，大量黃鐵礦殘留尾礦中。

3結論

1)礦石中金屬礦物主要為方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦，次為菱鋅礦、水鋅礦、白鉛礦、黃銅礦、褐鐵礦等，脈石礦物主要為重晶石、石英、白云石、黏土或泥質等。鉛、鋅礦以硫化物為主，黃鐵礦和方鉛礦嵌布粒度細，閃鋅礦嵌布粒度較粗。

2)通過單因素試驗，選擇以丁基黃藥為捕收劑，CaO為礦漿pH值調整劑，硫酸鋅為閃鋅礦抑制劑，硅酸鈉為分散劑，以稀硫酸調節礦漿pH值活化黃鐵礦。

3)試驗流程為：鉛浮選流程為“一粗三精三掃”；鋅浮選流程為“一粗三精三掃”；硫浮選流程為“一粗一精二掃”。此流程下可獲得合格精礦：鉛精礦中鉛品位43.29%、回收率78.33%，鋅精礦中鋅含量為44.90%、回收率91.21%，硫精礦硫含量為45.85%、回收率為58.99%。

參考文獻

[1]U.S.Geological Survey.Mineral Commodity Summaries[M].Washington，DC：U.S.Government Printing Office，2015：14-15.

[2]戴自希.世界鉛鋅資源和開發利用現狀[J].世界有色金屬，2004(3)：22-29.

[3]肖駿，陳代雄，覃文慶，等.某細粒浸染高硫難選鉛鋅礦選礦新工藝研究[J].礦冶，2014，23(2)：5-10.

[4]趙福剛.我國鉛鋅礦選礦技術現狀[J].有色礦冶，2007，23(6)：20-25.

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[6]金鏡潭，劉濱嬋.含金礦石浮選[M].沈陽：遼寧科學技術出版社，1994：112-116.

[7]王李鵬，葉雪均，江皇義.被石灰抑制的黃鐵礦活化浮選技術進展[J].有色金屬科學與工程，2011，2(4)：67-70.

Floatation of a Pb-finely-disseminated high-sulfur lead-zinc ore in Guizhou

FU Kai-bin1，2，NING Yan1，2，Xiao Jun-hui1，2，WANG Jin-ming1，2

(1.Key Laboratory of Solid Waste Treatment and Resource Recycle，Ministry of Education，Mianyang 621010，China；2.Shool of Environment and Resource，Southwest University of Science and Technology，Mianyang 621010，China)

Abstract:A lead-zinc ore characterized by finely-disseminated Pb，S and high-sulfur was recovered by flotation process.The results show that the qualified concentrates were attained by differential flotation process at grinding fineness of -0.074 mm(60%)，the flotation process recovered galena by one-stage rougher，three-stage cleaning and three-stage scavenger，and sphalerite by one-stage rougher，three-stage cleaning and three-stage scavenger，and pyrite by one-stage rougher，one-stage cleaning and two-stage scavenger.The lead concentrate of 43.29% Pb with a recovery of 78.33%，the zinc concentrate of 44.90% Zn with a recovery of 91.21%，the sulfur concentrate of 45.85% S with a recovery of 58.99% were obtained.

Key words：Pb-finely-disseminated；high-sulfur；lead-zinc ore；flotation

收稿日期：2015-07-31

基金項目：固體廢物處理與資源化教育部重點實驗室課題資助(編號：13zxgk07)；西南科技大學教育教學改革專項項目資助(編號：15xn0008)

作者簡介：傅開彬(1975-)，男，四川威遠人，博士，副教授，主要從事礦物加工方面的教學科研工作。

中圖分類號：TD953

文獻標識碼：A

文章編號：1004-4051(2016)05-0111-05