四川某铅锌矿为一中型矿山企业，选矿厂处理能力为1000t/d，产出硫化铅精矿和硫化锌精矿。矿石中锌的主要矿物为闪锌矿、菱锌矿、异极矿和硅锌矿等。原矿锌氧化率为12%～15%。该矿选矿厂排出的尾矿中锌品位一般在2%左右，其中90%为氧化锌。选矿厂每天排放的尾矿量约800 t，每年排人尾矿库中的量约为24万t左右，损失的氧化锌金属量约为4300t。现堆弃于尾矿库中的锌金属估计有10万t。无疑这是一笔可观的可利用资源，从中回收氧化锌对其资源的综合利用具有重要的现实意义。
对于该尾矿中的氧化锌，因品位低、含泥高、选矿难度大、生产成本高等因素，长期以来其选矿技术和经济方面的问题没得到有效解决，而无法回收。尽管选矿工作者曾进行了诸多的研究，但仍未获得突破性进展。针对该难题，经过详尽的选矿工艺流程研究，采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集、浮选的联合工艺流程取得了成功，获得了氧化锌精矿品位33%、浮选回收率86%的较好指标。
一、尾矿性质
（一）光谱分析、主要化学成分分析及锌物相分析
尾矿光谱分析结果见表1，主要化学成分分析结果见表2，锌物相分析结果见表3。
表1 尾矿光谱分析结果
表2 尾矿主要化学成分分析结果
表3 尾矿锌物相分析结果
（二）尾矿矿物组成及特性
尾矿中主要金属矿物有菱锌矿、硅锌矿、异极矿、白铅矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿、黄铁矿、金红石等;脉石矿物主要有石英、白云石、方解石、绢云母、绿泥石、蛇纹石等。尾矿含铅0.36%，锌2.13%。锌氧化率为90.7%
氧化锌矿物嵌镶关系复杂，为细、微粒不均匀嵌布，且均呈他形粒状单独或相互密切连晶嵌布于脉石中。
矿石中菱锌矿沿闪锌矿的边缘和裂隙进行交代，常见菱锌矿中有许多交代残余的微细闪锌矿。有时见白铅矿呈方铅矿的假象与硅锌矿或菱锌矿连晶嵌布在白云石中。菱锌矿呈粒状、脉状嵌布于脉石中，其粒度为0.15～0.005mm。硅锌矿、异极矿常与白铅矿一起嵌布在白云石中，其粒度为0.02～0.006mm。白铅矿粒度为5～8μm 。
（三）尾矿粒度分析
尾矿粒度分布曲线见图1，从尾矿的粒级分布可见，－5μm粒级的产率占29.11%，锌金属分布率为23.7%。－20μm 粒级的产率占55.41%，锌金属分布率为48.06%。由此可见，该尾矿中含泥量较高，并且锌金属在其中的占有率也较高，这对氧化锌的回收率会有较大影响。
图1 尾矿粒级分布曲线
1－累计产率；2－锌累计分布率
尾矿的化学组成分析和矿物组成表明，该尾矿为一含锌品位低、锌氧化率高、金属和脉石矿物种类繁多、嵌布复杂、连生密切、粒度分布不均的矿石。粒级分布结果表明，尾矿不但含泥量较高，且矿泥中的锌金属分布率也较高。
二、选矿工艺研究
对于氧化锌的回收，必须控制矿泥。国内外的大量研究表明，矿泥会抑制锌矿物的可浮性，导致浮选药剂的用量急剧增加。因此从尾矿中回收氧化锌首先须解决脱泥问题，其次是解决因含锌品位低而使选矿成本高于产出的精矿价值而无经济效益的难题。根据该尾矿的特性，采用重选一浮选联合流程进行从尾矿中回收氧化锌的试验研究。
（一）重选工艺试验
从尾矿的粒度特性可知，该尾矿粒度较细，－20μm粒级的产率占55.4%，锌金属量占48%。在氧化锌的浮选过程中，矿泥对其影响较为严重。探索试验结果表明，对该尾矿的浮选，当给矿中－20μm粒级占有15%时，就会严重影响和干扰氧化锌的浮选。因此，应首先脱去这部分矿泥，为氧化锌浮选创造一个良好的条件。
1、脱泥试验
螺旋溜槽和脱泥斗是较好的脱泥设备，具有结构简单、工作可靠、维护简单、占地面积小、单位处理量高、不耗动力等优点，缺点是分级效率较低，富集比小。本研究进行了螺旋溜槽和脱泥斗对比试验(结果见表4)。试验结果表明，螺旋溜槽的脱泥效果好于脱泥斗，螺旋溜槽不但脱除了大量的矿泥，并且锌还稍有所富集。
表4 螺旋溜槽、脱泥斗脱泥试验结果
从螺 旋 溜 槽所获得的粗精矿来看，采用单一的螺旋溜槽还不能满足浮选的需要，主要是含锌品位较低(仅为2.3%)，如果直接浮选成本较高，因此将螺旋粗精矿再进行摇床富集，以获得品位更高的氧化锌粗精矿。摇床的主要缺点是占地面积大，处理能力低，但经螺旋溜槽大量抛尾后，已将这一不利条件降到较低程度。集成螺旋溜槽和摇床两大设备的优点，对尾矿进行预处理是较为切实可行的。
对于摇床的选别，一是希望摇床精矿的锌回收率尽可能高，二是其精矿品位也尽可能高，使后续浮选系统的技术经济指标较佳，但这在生产实践中是难以实现的。因此摇床的选别有一个较佳精矿产率的确定问题。为了确定摇床精矿的经济产率，将产出的不同摇床精矿在相同的浮选条件下进行浮选试验，研究浮选产出的氧化锌精矿的产率、品位和回收率与摇床精矿产率的对应关系，以便较准确地确定摇床精矿的经济产率。摇床试验和浮选试验结果分别列人表5和表6中。
表5 摇床试验结果
表6 摇床精矿浮选探索试验结果
从表 5的 摇床试验结果可知，摇床精矿产率为49.36%和36.34%时，锌品位为3.49%和4.66%，此时回收尊井目差不大，为74%左右;而当摇床精矿产率减至26.47%时，锌精矿品位提高到5.7%，回收率下降8%～9%。从表6的三种不同品位摇床精矿的浮选试验结果可看出，不同锌品位的摇床精矿浮选对浮选精矿的品位影响不大，但对产率和回收率有较大影响，当摇床精矿(浮选给矿)的品位逐渐提高时，浮选粗精矿的产率和回收率对浮选作业是上升的，而对原矿却是下降的。从第3组数据看出，给矿品位较高时，浮选粗精矿对原矿的产率和回收率均较低。也就是说，摇床精矿的品位并不是越高越好，应有一个合理的品位而对应的经济产率。既要考虑尽可能提高摇床精矿的品位，减少浮选的处理量，降低浮选成本，又必须考虑尽可能地提高浮选对原矿的回收率，最大限度地从尾矿中回收氧化锌。
经过反复试验以及技术和经济指标比较表明，摇床精矿选择锌品位在4.6%左右、精矿产率为16%左右时较为合适，此时氧化锌回收的综合指标较高。
2、螺旋溜槽－摇床组合工艺试验
尾矿经螺旋溜槽一摇床组合重选流程的选别结果列人表7中，流程如图2所示。从表7结果可见，按照试验确定的摇床经济产率截取矿量，获得摇床精矿锌品位4.63%、回收率73.41%的选别指标，这为从尾矿中回收氧化锌的后续浮选工艺创造了较好条件。
表7 螺旋溜槽－摇床组合工艺试验结果
图2 螺旋溜槽－摇床选矿工艺流程
（二）浮选工艺试验
氧化锌浮选部分的试验以摇床精矿为给矿进行各条件试验。
1、硫化钠+碳酸钠用量试验
试验先进行了硫化钠与碳酸钠比例的探索试验，结果表明硫化钠与碳酸钠比例为4∶1较好。按此比例进行了用量试验，其流程见图3，试验结果见图4。结果表明，随着硫化钠+碳酸钠用量的增加锌回收率快速提高，当硫化钠+碳酸钠总用量达到5.0 kg/t时，回收率较高，继续增大其用量锌品位和回收率下降。硫化钠+碳酸钠总用量粗选3200+800 g/t，扫选800+200 g/t时较好。
图3 氧化锌浮选条件试验流程
图4 Na2S+Na2CO3( 4∶1)用量试验结果
1－锌品位 ；2－锌回收率
2、水玻璃用量试验
尾矿的物质组成研究结果表明，尾矿中的脉石矿物主要为石英、力解石、白云石、绢云母、绿泥石及蛇纹石等。虽然尾矿已经过螺旋溜槽+摇床组合工艺选别，但其粗精矿中的杂质含量仍较高，其中SiO2 38.76%, CaO 11.91%，MgO 12.33%，Al2O3 8.15%，Fe2O3 4.15%。因此选用水玻璃抑制脉石矿物对提高氧化锌精矿的品位是有益的。水玻璃用量试验原则流程见图3，试验结果见图5。从结果可知，水玻璃用量为300 g/t时，其选别指标较佳。
图5 水玻璃用量试验结果
1－锌品位；2－锌回收率
3、捕收剂E－3用量试验
E－3用 量 试验原则流程见图3，试验结果见图6。结果表明，随着E－3用量的增加锌回收率增加，当粗扫选合计用量为240g/t时指标较佳。
图6 E－3用里试验结果
1－锌品位；2－锌回收率
4、浮选工艺流程开路试验
在进行了粗扫选调整剂、捕收剂用量试验基础上，进行了精选试验。试验结果表明，精选两次即可，并在精选Ⅱ补加少许捕收剂较好。浮选的开路试验流程见图7，结果见表8。从试验结果可知，采用本试验条件，开路试验获得了锌品位34.64%,浮选回收率82.44%的氧化锌精矿指标。
图7 从尾矿中回收氧化锌开路浮选试验流程
表8 浮选开路试验结果
（三）重选－浮选工艺全流程闭路试验
为进一步验证上述选矿工艺研究结果，将重选和浮选工艺联合进行了全流程闭路试验。其试验流程如图8所示，试验结果列人表9。结果表明，重选一浮选联合工艺流程畅通、适用，摇床获得的精矿品位为4.59%，经浮选获得了锌品位33.35%，浮选回收率85.99%、对给矿(尾矿)回收率30.82%的氧化锌精矿指标。
图8 重选－浮选联合选矿工艺闭路流程
表9 重选－ 选联合工艺流程闭路试验结果
三、结语
（一）四川某铅锌矿尾矿经光谱分析、化学多元素分析、锌物相分析、尾矿矿物组成及有关特性分析结果表明，该尾矿中锌品位为2.13%，其中90%为氧化锌，主要氧化矿物为碳酸锌，约占85%，硅酸锌及其它为5.5%。该尾矿的主要特征为含泥量高，脉石量大，锌品位低。粒度分析结果表明，－20μm粒级的产率占55%左右，锌金属的分布率为48%左右。
（二）本研究针对该尾矿的特性，采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集、浮选的重选一浮选联合工艺流程较好地解决了从硫化铅锌尾矿中回收氧化锌矿的难题 。 闭路试验获得锌品位33.35%、浮选回收率58.99%的较好氧化锌精矿指标。该研究对铅锌尾矿资源的综合利用具有较重要的现实意义。
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