| 元素 | Zn | Pb | Ag | SiO2 | Fe | Al2O3 | CaO | S | Cu | Au | MgO | As |
| 含量 | 13.55 | 8.16 | 43.0g/t | 7.34 | 7.53 | 2.15 | 19.81 | 11.06 | 0.14 | ＜0.2g/t | ＜0.5 | 0.17 |
表2 原矿铅物相分析结果/%
| 相名 | 方铅矿 | 白铅矿 | 铅矾 | 铅铁矾及其它铅 | 总铅 |
| 铅含量分布率 | 7.1087.01 | 0.374.53 | 0.485.88 | 0.212.58 | 8.16100.0 |
表3 原矿锌物相分析结果/%
| 相名 | 硫化锌 | 碳酸锌 | 硅酸锌 | 锌铁尖晶石及其它锌 | 总锌 |
| 锌含量分布率 | 12.9195.28 | 0.261.92 | 0.231.70 | 0.151.10 | 13.55100.0 |
2、优先浮选流程试验研究 由于现场生产采用乙基黄药选铅，乙硫氮对铅具有捕收能力强，对黄铁矿捕收能力较弱、选择性好、浮选速度较快的特点[1]，因此，选铅系统捕收剂采用乙硫氮，起泡剂采用昆明冶金研究院生产的对硫化铅锌矿分离较为有利的730A[2]，以期能够提高选择性，优化作业条件，改进浮选效果。 2.1选铅粗、扫选抑制剂硫酸锌及亚硫酸钠用量试验 硫酸锌是闪锌矿最常用的抑制剂，对于未被铜离子活化的闪锌矿可用它来抑制，但只在碱性介质中才能起作用，且矿浆pH值愈高，抑制作用愈明显。硫酸锌单独使用时，效果效果不佳，所以通常多与其他抑制剂如亚硫酸盐等配合使用[3]。硫酸锌及亚硫酸钠用量对选别指标的影响见图1。磨矿细度-74μm占75%，亚硫酸钠各作业用量为对应作业硫酸锌用量的1/2。
图1 硫酸锌及亚硫酸钠用量对分选指标的影响1-铅精矿含铅品位；2-铅精矿含锌品位；3-铅精矿铅回收率4-铅精矿中锌的损失率；下同。 研究结果表明，随着硫酸锌及亚硫酸钠用量的增加，锌在铅精矿及中矿中的损失逐步下降、铅的回收率也下降，而铅精矿含锌品位下降幅度不大，硫酸及亚硫酸钠在抑制锌的同时也抑制了铅。综合比较，硫酸锌及亚硫酸钠选择用量：粗选1000＋500g/t、扫选1600＋300g/t、扫选2300＋150g/t。[next] 2.2选铅粗、扫选抑制剂硫酸锌及亚硫酸钠用量比例试验 一般研究认为，在硫酸锌与亚硫酸钠组合抑制闪锌矿时，其比例以2：1时效果为最佳，为进一步探索硫酸锌与亚硫酸用量比例对选别指标的影响，改变硫酸锌与亚硫酸的比例进行试验研究、。磨矿细度-74μm占75%，固定硫酸锌用量粗选＋扫选1＋扫选2为1000＋600＋300g/t。硫酸锌与亚硫酸钠用量比例对选别指标的影响见图2. 2.3选铅粗选作业调整剂硫化钠用量试验 由于原矿中有少量的白铅矿存在，少量硫化钠可以改善白铅矿的上浮[4]，但由于硫化钠对方铅矿也有一定的抑制作用，因此必须严格控制用量。在磨矿机中添加硫化钠，硫化钠用量对选别指标的影响见图3。磨矿细度-74μm占75%，硫酸锌＋亚硫酸钠为：1000＋1000g/t。图2 硫酸锌与亚硫酸钠配比对分选指标的影响 图3 铅粗选作业硫化钠用量对分选指标的影响 研究结果表明，添加少量的硫化钠可以提高铅精矿的铅品位、降低少量的硫化钠可以的提高铅精矿的铅品位、降低铅精矿含锌品位而不影响铅的回收率，同时减少锌在铅回路的损失；当硫化钠用量过大时，铅的回收率明显降低，而锌在铅精矿中的损失变化不大，添加适量的硫化钠有利于选矿指标的提高。因此选择硫化钠用量为150g/t。 2.4选铅粗、扫选作业捕收剂乙硫氮用量试验 乙硫氮用量对选别指标的影响见图4。硫化钠用量为150g/t、磨矿细度-74μm占75%，硫酸锌＋亚硫酸钠用量为：粗选1000＋1000g/t、扫选1600＋600g/t、扫选2300＋300g/t。 研究结果表明，随着乙硫氮用量的增加，铅精矿品位略有下降而回收率有所提高，同时铅精矿中的锌含量也增加。由于本试样是铅低锌高，因此选择乙硫氮用量粗选＋扫选1＋扫选2为60＋20＋5g/t。 选铅精选作业抑制剂硫酸锌及亚硫酸钠用量对选别指标影响不大，在探索试验的基础上选择硫酸锌＋亚硫酸钠用量：精选1200＋200g/t、精选2100＋100g/t、精选350＋50g/t。图4 铅粗、扫选乙硫氮用量对分选指标的影响 受硫酸锌及亚硫酸钠抑制的闪锌矿易受到铜离子的活化，一般采用硫酸铜作为活化剂，采用高级黄药丁基钠黄药作为捕收剂。硫酸铜用量经试验确定：粗选＋扫选1＋扫选2为500＋100＋50g/t。丁基钠黄药用量经试验确定：粗选＋扫选1＋扫选2为100＋30＋10g/t。 起泡剂采用昆明冶金研究院生产的对铅锌发离较为有利的730A，试验过程中泡沫一直比较稳定，因此没有作单独的用量试验。[next] 2.5不同磨矿细度下的小型闭路试验 为了考察磨矿细度对选矿指标的影响，进行不同磨矿细度的小型闭路试验，结合现场生产工艺流程，小型闭路试验流程见图5，磨矿细度对选别指标的影响结果见表4. 表4 小型闭路试验不同磨矿细度时的分选指标/%| 磨矿细度/-74μm | 产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
| 铅 | 锌 | 银（g·t-1） | 铅 | 锌 | 银 | |||
| 65 | 铅精矿锌精矿尾矿原矿 | 12.9022.9264.18100.0 | 52.653.100.988.13 | 9.0650.321.1013.41 | 185.238.517.343.8 | 83.538.747.73100.0 | 8.7286.015.27100.0 | 54.5520.1225.33100.0 |
| 75 | 铅精矿锌精矿尾矿原矿 | 12.9422.7164.35100.0 | 53.362.640.948.11 | 8.6550.830.9313.26 | 192.043.213.043.0 | 85.147.397.47100.0 | 8.4487.054.51100.0 | 57.7822.8219.40100.0 |
| 85 | 铅精矿锌精矿尾矿原矿 | 13.21]22.5664.23100.0 | 54.972.320.838.32 | 8.1651.830.8613.32 | 190.042.912.843.0 | 87.286.296.43100.0 | 8.0987.784.13100.0 | 58.3722.5119.12100.0 |
| 95 | 铅精矿锌精矿尾矿原矿 | 12.8622.7864.36100.0 | 55.562.120.838.16 | 8.0152.120.8513.45 | 197.643.412.943.6 | 87.565.926.52100.0 | 7.6688.284.06100.0 | 58.2822.6819.04100.0 |
研究结果表明，随着磨放细度的提高，铅精矿铜铅品位和回收率均不断提高，铅精矿含锌降低，铅精矿中银的回收率也有所提高；锌精矿锌品位与回收率也有所提高，锌精矿含铅有所降低，综上所述，提高磨矿细度，有利于选矿指标的提高。 3、讨论 原矿样属于硫化铅锌矿石，含铅8.16%、锌13.55%、银43.0g/t，硫化铅占总铅的87.01%，硫化锌占总锌的95.28%，是选矿回收的主要目的矿物，银随精矿回收利用，铅的氧化物含量较高（达12.99%）。原矿样用电子探针进行了考察，结果表明有部分铅锌呈极细粒嵌镶嵌布关系，结合极为紧密，难以解离，对铅锌分离极为不利。这是造成铅锌精矿杂质互含较高的原因之一。 采用优先浮选流程处理该矿石，可以得到较为满意的选别指标。小型闭路试验结果与当时现场生产指标相比（见表5）： （1）小型闭路试验铅精矿含铅（可达50%以上）及回收率（87%左右）有较大幅度的提高（品位提高约8%、回收率提高约10%），铅精矿中银回收率也有较大幅度提高（提高约6…%）。 （2）锌精矿品位接近而回收率略有提高（回收率提高约2%），锌精矿含铅明显降低（从3.14%降至2.32%）。 （3）尾矿中的铅锌品位明显降低，损失在尾矿中的铅锌金属量大幅度下降，明显提高了铅锌选矿回收率。表5 小型闭路试验指标与当时现场生产指标对比/%
| 磨矿细度/-74μm | 产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||||
| 铅 | 锌 | 银（g·t-1） | 铅 | 锌 | 银 | |||
| 85（试验指标） | 铅精矿锌精矿尾矿原矿 | 13.2122.5664.23100.0 | 54.972.320.838.32 | 8.1651.830.8613.32 | 190.042.912.843.0 | 87.286.296.43100.0 | 8.0987.784.13100.0 | 58.3722.5119.12100.0 |
| 70～75（生产指标） | 铅精矿锌精矿尾矿原矿 | 13.0222.2664.72100.0 | 46.623.141.767.91 | 8.2450.261.2313.06 | 173.641.417.243.0 | 76.758.8414.41100.0 | 8.2185.676.12100.0 | 52.2621.4326.01100.0 |
图5 不同磨矿细度的小型闭路试验流程 研究结果表明，试验取得一定的成果主要是因为： （1）保证足够的细度。提高磨矿细度，有利于选矿指标的提高。[next] （2）改进调整剂的药剂添加制度。亚硫酸钠的添加对抑锌的效果影响较极大，仅用硫酸锌抑制闪锌矿的效果较差，随着亚硫酸钠用量的增加，铅总的回收率变化不大，而锌在铅回路中的损失明显减少，抑锌的效果以硫酸锌与亚硫酸钠的比例为1:1时较佳。在磨矿机中添加适量的硫化钠，可以提高铅精矿的铅品位、降低铅精矿含锌品位而不影响铅的回收率，同时减少锌在铅回路的损失。 （3）选铅捕收剂采用选择性较强的乙硫氮，可以减少浮选过程中因给矿量及药剂用量波动而造成对选别指标的影响，有利于选矿指标的提高。 从研究结果来看，研究尚待解决的问题是在降低精矿杂质互含及进一步提高锌精矿锌的回收率方面需进行更深入的研究。 （1）针对目前现场铅精矿品位及回收率较低、尾矿含铅及锌偏高的问题，建议对目前的生产流程进行考察，进一步查明原因。 （2）保证铅锌充分解离的流程与制度有待进行更深入的研究。参考文献[1]胡为柏，浮选（修订版）[M]。北京：冶金工业了版社，1989，89。[2]余云柏，起泡剂730A在硫化铅锌矿分选中的研究与实践[J]，有色金属（选矿部分），2002，（4）：37～38。[3]胡熙庚，有色金属硫化矿选矿[M]，北京：冶金工业出版社，1987，196。[4]石道民，杨敖，氧化铅锌矿的浮选[M]，昆明：云南科技出版社，1996，22。THE RESEARCH ON BENEFICIATING PROCESS FORRAISING RECOVERY OF CERTAIN Pb-Zn MINE IN YUNNAN PROVINELIU Zhi –bin ，ZHU Cong-jie ,ZHANG Xu-dong，ZHANG Han-ping（The Technical Center of Yunnan metallurgical Group Co .,Kunming 650031,China）ABSTRACTThe research results show that the separation indices by using selective flotation flowsheet in certain lead-zinc mine yn Yunnan province,are more satisfied compared with the existing peration process.The grade and recovery of lead-concentrate gained from small batch closd-circuit test can be raised 8%and 10% respectively.The grade of lead-concentrate is more than50% ,and the recovery87% or so.Moreover,the recovery of silver enriched in lead-concentrate is also raised about 6%.In the condition of keeping the similar grade of zincconcentrate,the zinc recovery can beraised about2%.Therefore,the quantity of lead and zinc losed yn tailingsis largely reduced.KEY WORDS:lead-zinc sulfide ore；selective flotation；sodium sulfite；fine grinding
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