表1 试样多元素化学分析结果
| 元素 | Zn | Pb | Cu | TFe | MgO | CaO | As | SiO2 | Al2O3 |
| 含量/％ | 5.99 | 0.98 | 0.008 | 7.67 | 5.87 | 18.46 | 0.35 | 32.62 | 7.47 |
表1、表2数据表明，影响铅、锌精矿质量的主要问题是降硅，由于异极矿的参与，锌精矿质量不会太好；铅物相中存在41.67％的其它铅，由于赋存形态不明，增加了选铅的难度，铅的金属回收率不高；铅、锌矿物的氧化率分别为91.67％和90.85％，属深度氧化的铅锌氧化矿石。 矿石由于遭受各种因素的强烈风化、蚀变并兼有胶状沉积和重结晶作用过程，造成矿石的结构、组分的复杂性。有用矿物呈疏松的集合体、膜状、放射性和土状，矿物性脆易泥化。铅矿物主要沿方解石的解理缝隙、石英裂隙充填，部分还嵌生于褐铁矿边缘且多呈不等粒毗连嵌镶，少数被脉石包裹。锌矿物多与褐铁矿组成团块状、脉状穿插胶结脉石矿物。铅锌矿物属中、细不等粒嵌布，铅矿物的嵌布粒度及共生关系比锌矿物细且复杂，由细至粗依次为氧化铅-方铅矿-闪锌矿-氧化锌，以-0.1mm计，氧化铅单体解离度为81.47％，而氧化锌为96.27％。脉石矿物的嵌布粒度粗、硬度大。
表2 铅锌矿物物相分析结果
| 物相 | 铅物相 | 锌物相 | ||||||
| 硫化铅 | 硫酸铅 | 碳酸铅 | 其它铅 | 硫化锌 | 碳酸锌 | 硅酸锌 | 其它锌 | |
| 含量/％分配率/％ | 0.088.33 | 0.044.17 | 0.4445.83 | 0.4041.67 | 0.549.15 | 3.7263.65 | 1.3923.56 | 0.254.24 |
1.2流程方案确定 以试样性质为依据，分别对试样进行筛、水析粒度测定和多方案的浮选试验得出如下几点启示：一是由于铅锌矿物氧化率均大于90％，矿石易泥公，有用矿物嵌布与共生关系比较复杂，应尽可能简化粒度对分选的影响，试验以确保锌精矿质量和回收率为前提确定磨矿细度为-74μm72％左右。二是由于硫化矿石占有量较少，单独设置一个作业无论从技术经济还是含后的操作管理均不适宜，而先硫后氧的分选方案将增加分选环节，不利于操作控制，因此，以采用先铅后锌即先选铅矿物后选锌矿物的原则流程为宜。对比试验结果表明，先铅后锌方案的选别指标比其它方案略高且简化了流程结构。三是对磨矿产品粒度分析结果表明，在-74μm72％条件下，-19μm粒级产品中含锌6.67％，占锌金属量的32.33％，说明脱泥不利于铅锌回收率的提高，对比试验结果表明，先铅后锌不脱泥原则流程的选别指标高于其它方案，而且具有简化流程内部结构，减少操作控制环节的优点。[next] 2、试验结果分析 试验使用XMQ240mm×90mm锥形球磨机磨矿，XFD系列单槽和挂槽浮选机浮选，浮选试剂除捕收剂、起泡剂、水玻璃为工业用药剂外，其它均为分析纯试剂，单元试样重1000g，磨矿细度为-74μm占72％，是由条件试验确定的。 2.1铅矿物浮选试验 氧化铅矿物浮选的最经典常用的方法是硫化-浮选法，即将氧化铅矿物预先硫化后用黄药类捕收剂浮选。此工艺的关键是要根据不同的矿石性质创造一个选择性硫化的矿浆条件。由于本试样中铅矿物的物相组成复杂，可浮性不一，性脆易泥化，含硅矿物可浮性好，硫化的选择性差，采用常规试剂作调整剂时有大量含硅矿物上浮，致使铅浮选的数质量指标不理想，因此寻找合适的调整剂就成了氧化铅浮选的关键。研究围绕分散作用和抑制含硅矿物进行了广泛的调整剂探索试验，根据药剂间的协同效应［4］，筛选出一种无机盐和短链有机试剂为主的组合调整剂（代号y-2），并获得了满意的结果。 在其它条件下完全相同的情况下，采用y-2组合剂作铅矿物粗选调整剂的条件试验和采用常规调整剂（碳酸钠+水玻璃）的对比结果见图1。 图1结果表明，采用y-2组合剂作氧化负矿物硫化浮选的调整剂明显优于碳酸钠+水玻璃。以两种不同调整剂用量试验最佳点，碳酸钠+水玻璃用量3600g/t、y-2组合剂用量2700g/t相比较，使用y-2组合剂时铅粗精矿含铅品位要高出2.88％，铅回收率提高5.71％。说明y-2组合剂为选择性硫化浮选创造了更好的条件。
图1 调整剂用量对铅矿物选别指标的影响1-碳酸钠+水玻璃；2-y-2组合剂 y-2组合剂进一步作为铅精选作业的抑制剂，结果表明仍然有效，与经筛选的其它两种药剂方案相比较，不仅可以提高精矿质量，还减少了精选作业次数，说明该组合剂确实有较强的选择抑制作用，降硅效果明显，对比结果见表3。 2.2锌矿物浮选试验 氧化锌矿物的浮选由于常温下难以获得理想的硫化效果，胺类捕收剂法得到了广泛的重视和应用。当锌矿物中异极矿较多时尤其如此，但此法对矿泥敏感，因而通常要求矿浆入选前预先脱泥或具有良好的矿浆分散条件。如前所述，本试样中粒度越细含锌品位越高，仅-19μm粒级就占锌金属量的25.19％，脱泥将严重影响锌的回收率，因而分散就成为了锌浮选的先决条件。试验首先筛选确定偏磷酸盐和水玻璃组合剂作为矿浆分散和脉石矿物的抑制剂，通过析因确定二者的配比后进行了用量试验，试验结果见图2。硫化钠是胺类捕收剂中最常用的活化剂，除有适当的硫化作用外，通过S2-或S-在矿物表面的吸附，从而促进胺类捕收剂的吸附，然而试验研究表明，当硫化钠用量过多时会使矿浆pH值过高而影响浮选过程的控制。本研究还对生产实践中常用的四种胺类捕收剂进行了较为详细的研究比较，图3的数据显示，对本试样而言，四种胺类捕收剂的捕收性能由好到差的顺序依次为：醚胺-混合胺-十八胺-椰油胺。图2 组合试剂用量试验 图3 捕收剂对比试验 2.3闭路试验结果与分析 在条件试验、析因调优和精选试验的基础上进行了综合条件的闭路试验，试验流程及工艺条件见图4，试验结果见表4。[next] 分别对磨矿产品、闭路试验尾矿进行筛、水析粒度、品位测定与计算得各粒级的铅锌金属量分布和粒级回收率，结果显示，铅的回收率普遍低于锌的回收率且主要损失于最终尾矿中，镜下测定发现以与脉石、褐铁矿呈粒嵌布的其它铅矿物为主，这是铅回收率低的主要原因。锌的粒级回收率依次为+74μm80.27％、-74+37μm92.56％、-19+10μm84.02%、-10μm63.27％，说明试验确定的工艺条件对锌矿物的回收是有效的。 表3 铅精选方案对比试验结果/％| 抑制剂方案 | 产物 | 产率 | 品位 | 回收率 | 备注 | |
| Pb | SiO2 | |||||
| Al2（SO4）3+水玻璃200g/t | 铅精矿中矿 | 0.865.27 | 38.762.74 | 11.93 | 34.0114.73 | 精选四次 |
| ZnSO4+水玻璃1800g/t | 铅精矿中矿 | 1.005.15 | 35.812.31 | 17.47 | 36.5412.14 | 精选四次 |
| y-2组合剂1800g/t | 铅精矿中矿 | 0.765.46 | 44.312.60 | 4.83 | 34.3614.49 | 精选三次 |
图四 闭路试验工艺流程 3、结语 1、试样为深度氧化的贫铅富锌难选矿石，铅矿物在嵌布粒度和共生关系方面都比锌矿物更细，更复杂；有相当一部分铅矿物呈微细粒被脉石包裹或嵌生于褐铁矿边缘而难以解理，铅物相中有41.67％的其它铅，从而构成了铅矿物选别指标不高的内在原因。[next]表4 综合条件闭路试验结果/％
| 产物名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | |||
| Pb | Zn | SiO2 | Pb | Zn | ||
| 铅精矿锌精矿尾矿给矿 | 0.999.8189.20100.0 | 43.251.080.500.98 | 3.8945.301.695.99 | 5.1212.11 | 43.6910.8145.50100.0 | 0.6474.1925.17100.0 |
2、采用先铅后锌不脱泥浮选流程能适应本矿石的特点，且流程结构简单，环节少，便于生产应用。在磨矿细度-74μm占72％条件下直接依次浮选铅矿物和锌矿物，可获产率为0.99％，含铅43.25％、锌3.89％、SiO25.12％，铅回收率为43.69％的铅精矿和产率为9.81％，含锌45.30％、铅1.08％、SiO212.11％，锌回收率为74.19％的锌精矿。 3、选铅作业采用的y-2组合剂对降低铅精矿中的SiO2含量是有效的，该药剂价廉易得，使用方便，其中的无机试剂组分是浮选常用试剂，有机组分用量低。 4、由于选锌作业不脱泥，因而对矿浆的有效分散成为选锌作业的前提条件，通过筛选确定的偏磷酸盐和水玻璃组合能较好地满足这一条件。
参考文献1、胡为柏，浮选，北京：冶金工业出版社，1990，20～1002、雷勉涵，铅锌选矿技术，南昌：南昌有色设计院情报室，1990，19～223、石道民等，氧化铅锌矿的浮选，昆明：云南科技出版社，1992，29～324、王淀佐，矿物浮选和浮选剂，长沙：中南工业大学出版社，430～433
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