內(nèi)蒙古某低品位難選鉛鋅礦石選礦工藝研究*

羅仙平杜顯彥趙云翔鄒麗萍

（1.江西理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院；2.內(nèi)蒙古東升廟礦業(yè)有限公司）

內(nèi)蒙古某低品位難選鉛鋅礦石選礦工藝研究*

羅仙平1杜顯彥1趙云翔2鄒麗萍1

（1.江西理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院；2.內(nèi)蒙古東升廟礦業(yè)有限公司）

內(nèi)蒙古某鉛鋅礦石由于鉛鋅品位低、鋅主要以鐵閃鋅礦形式存在、鉛鋅礦物嵌布粒度細且與其他礦物共生密切、含有較多與鐵閃鋅礦可選性相近的磁黃鐵礦而難選。根據(jù)礦石性質(zhì)，采用優(yōu)先浮鉛—鉛尾礦弱磁選分離磁黃鐵礦—弱磁選尾礦浮鋅—鋅尾礦浮黃鐵礦工藝流程處理該礦石，閉路試驗獲得了鉛品位為42.27%、鉛回收率為71.46%的鉛精礦，鋅品位為44.11%、鋅回收率為70.93%的鋅精礦及硫品位為34.89%、硫回收率為85.66%的綜合硫精礦，從而為該礦石的合理開發(fā)利用提供了依據(jù)。

低品位難選鉛鋅礦石 鉛浮選 磁黃鐵礦弱磁選 鋅浮選 黃鐵礦浮選

內(nèi)蒙古某鉛鋅礦石鉛、鋅品位較低，鉛主要以方鉛礦形式存在，鋅多以鐵閃鋅礦形式存在。礦石中磁黃鐵礦和黃鐵礦含量較高，而磁黃鐵礦與鐵閃鋅礦可浮性、比磁化系數(shù)都很相近［1］，分離困難；鉛、鋅礦物多呈微細粒嵌布，與其他礦物連生包裹嚴重，單體解離性差，增加了選礦的難度［2］。本試驗根據(jù)礦石性質(zhì)進行選礦工藝研究，為該礦石的合理開發(fā)利用提供依據(jù)。

1 礦石性質(zhì)

原礦鉛含量為0.42%、鋅含量為1.73%、硫含量為19.30%（見表1），其中鉛主要賦存于方鉛礦中，鋅主要賦存于鐵閃鋅礦中，閃鋅礦含量較少，硫主要以磁黃鐵礦、黃鐵礦形式存在。脈石礦物主要為石英、方解石、綠泥石、黑云母、絹云母、白云母、電氣石、透閃石等。

表1 原礦化學(xué)多元素分析結(jié)果 %

礦石中方鉛礦、鐵閃鋅礦、黃鐵礦多呈不規(guī)則狀、脈狀、條紋狀、團塊狀、微脈狀、星點狀和浸染狀分布，互相之間交代、包裹關(guān)系密切，常見方鉛礦、鐵閃鋅礦交代黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦，還與多種其他礦物交代呈復(fù)雜鑲嵌，并組成致密的集合體。黃鐵礦多與磁黃鐵礦連生、交代密切，有的則包裹方鉛礦。部分目的礦物也呈細脈狀沿脈石礦物裂縫充填，或分布于脈石礦物粒間。

2 試驗方案

目前，鉛鋅硫化礦的選別方法主要有混合浮選、等可浮、優(yōu)先浮選3種工藝流程。試驗礦石中鉛、鋅礦物嵌布粒度細，單體解離性差，且鋅主要以可浮性較差的鐵閃鋅礦形式存在，同時含量較高的磁黃鐵礦與鐵閃鋅礦具有相近的可浮性和比磁化系數(shù)，因此鐵閃鋅礦與磁黃鐵礦的有效分離是獲得合格鋅精礦的關(guān)鍵。綜合考慮，本研究選擇采用優(yōu)先浮鉛—鉛尾礦弱磁選分離磁黃鐵礦—弱磁選尾礦浮鋅—鋅尾礦浮黃鐵礦的試驗方案，即在鉛鋅硫依次浮選流程的基礎(chǔ)上，于浮鋅前先通過弱磁選選出絕大部分磁黃鐵礦，以削弱磁黃鐵礦對鐵閃鋅礦浮選的干擾。

3 試驗結(jié)果

3.1 鉛浮選條件試驗

3.1.1 鉛粗選條件試驗

按照圖1流程進行鉛粗選條件試驗。

圖1 鉛粗選條件試驗流程

3.1.1.1 鉛粗選乙硫氮用量試驗

常見的鉛捕收劑有乙黃藥、丁黃藥、苯胺黑藥、丁銨黑藥、乙硫氮等，其中乙硫氮的選鉛效果較好［3-4］，因此選擇乙硫氮作為鉛浮選的捕收劑。固定磨礦細度為－0.074 mm占70%、礦漿pH值為11、ZnSO4＋Na2SO3用量為500＋500 g／t，考察乙硫氮用量對鉛粗選指標的影響，試驗結(jié)果見圖2。

由圖2可知，隨著乙硫氮用量的增加，鉛粗精礦鉛品位不斷下降而鉛回收率逐漸上升，但當乙硫氮用量達到80 g／t后，鉛粗精礦鉛回收率上升不明顯。因此，選擇鉛粗選時乙硫氮用量為80 g／t。

圖2 鉛粗選乙硫氮用量試驗結(jié)果

3.1.1.2 鉛粗選礦漿pH值試驗

礦漿pH值對鉛浮選的影響較大［5］，而石灰是硫化礦浮選常用的pH調(diào)整劑。固定磨礦細度為－0.074 mm占70%、ZnSO4＋Na2SO3用量為500＋500 g／t、乙硫氮用量為80 g／t，考察用石灰改變礦漿pH值時鉛粗選指標的變化，試驗結(jié)果見圖3。

圖3 鉛粗選礦漿pH值試驗結(jié)果

由圖3可知，隨著礦漿pH值的升高，鉛粗精礦鉛品位逐漸上升而鉛回收率不斷下降，但當?shù)V漿pH值達到12后，鉛粗精礦鉛品位變化不大。綜合考慮，選擇礦漿pH值為12，此時石灰用量為5 000 g／t。

3.1.1.3 ZnSO4＋Na2SO3用量試驗

固定磨礦細度為－0.074 mm占70%、礦漿pH值為12、乙硫氮用量為80 g／t，考察了鋅抑制劑Zn-SO4和Na2SO3的用量比對鉛粗選指標的影響，結(jié)果表明，ZnSO4與Na2SO3合適的用量比為2∶1。在此基礎(chǔ)上，進一步考察ZnSO4＋Na2SO3總用量對鉛粗選指標的影響，試驗結(jié)果見圖4。

由圖4可知：隨著ZnSO4＋Na2SO3用量增大，鉛粗精礦的鋅含量逐漸降低；當ZnSO4＋Na2SO3用量為900 g／t時，可獲得鉛品位為5.83%、鉛回收率為74.18%、鋅含量為2.11%、鋅混入率為8.56%的鉛粗精礦。此后繼續(xù)增加ZnSO4＋Na2SO3用量，鉛粗精礦鋅含量無明顯變化而鉛回收率顯著下降。因此，鉛粗選時ZnSO4＋Na2SO3的合適用量為600＋300 g／t，即ZnSO4用量600 g／t、Na2SO3用量300 g／t。

圖4 鉛粗選ZnSO4＋Na2SO3用量試驗結(jié)果

3.1.1.4 磨礦細度試驗

礦石中鉛、鋅、硫礦物嵌布特征復(fù)雜，因此，選擇一個適宜的磨礦細度對分選具有重要意義。固定礦漿pH值為12、乙硫氮用量為80 g／t、ZnSO4＋Na2SO3用量為600＋300 g／t，考察磨礦細度對鉛粗選指標的影響，試驗結(jié)果見圖5。

圖5 磨礦細度試驗結(jié)果

表5表明：隨著磨礦細度的提高，鉛粗精礦鉛回收率逐漸上升；當磨礦細度為－0.074 mm占75%時，鉛粗精礦的鉛回收率為76.35%，此后繼續(xù)提高磨礦細度，鉛回收率上升幅度很小。因此，選取磨礦細度為－0.074 mm占75%。

3.1.2 鉛精選條件試驗

礦石中方鉛礦嵌布粒度較細且與其他礦物連生交代嚴重，將鉛粗精礦直接進行精選無法獲得合格的鉛精礦，因此對上述選定條件下獲得的鉛粗精礦進行了再磨—精選試驗，并最終確定了鉛粗精礦再磨細度為－0.038 mm占85%，精選次數(shù)為4次（各次精選都用石灰調(diào)礦漿pH為12，第1次精選加ZnSO4200 g／t、Na2SO3100 g／t，第2、第3次精選均加ZnSO4100 g／t、Na2SO350 g／t，第4次精選加ZnSO450 g／t、Na2SO325 g／t），此時鉛精礦鉛品位為44.15%、鉛回收率為55.32%、鋅含量為2.22%、鋅混入率為0.62%，指標較好。

3.2 磁黃鐵礦弱磁選試驗

若直接對浮鉛尾礦進行浮鋅，鋅精礦中會含有大量與鐵閃鋅礦可浮性相近的磁黃鐵礦，此時再通過弱磁選分離磁黃鐵礦，將因鐵閃鋅礦被磁黃鐵礦夾帶嚴重而造成鋅回收率較低。若在浮鋅前先通過弱磁選脫除磁黃鐵礦及部分高鐵閃鋅礦［6］，則可為后續(xù)獲得合格鋅精礦奠定基礎(chǔ)，同時又不至于使鋅造成太大的損失。

采用φ400 mm×300 mm鼓形弱磁選機對1次粗選、1次掃選（掃選時用石灰調(diào)礦漿pH為12，并添加200 g／t ZnSO4、100 g／t Na2SO3、20 g／t乙硫氮、7 g／t2號油）產(chǎn)生的浮鉛尾礦進行弱磁選條件試驗，結(jié)果表明，在0.025 T磁感應(yīng)強度下，經(jīng)過1粗3精弱磁選，可獲得硫品位為26.79%、鐵含量為48.75%、硫回收率為24.47%的磁黃鐵礦精礦。

3.3 鋅浮選條件試驗

3.3.1 鋅粗選條件試驗

按照圖6流程進行鋅粗選條件試驗。

圖6 鋅粗選條件試驗流程

3.3.1.1 鋅粗選丁黃藥用量試驗

固定硫酸銅用量為200 g／t，考察丁黃藥用量對鋅粗選指標的影響，試驗結(jié)果見圖7。

由圖7可見，隨著丁黃藥用量的增加，鋅粗精礦的鋅回收率逐漸提高而鋅品位逐漸下降。綜合考慮，選擇鋅粗選丁黃藥用量為40 g／t。

3.3.1.2 鋅粗選硫酸銅用量試驗

鋅礦物在浮鉛作業(yè)中受到了強烈的抑制，浮鋅時必須對其進行活化，而硫酸銅是鋅礦物最常用最有效的活化劑［7-8］。固定丁黃藥用量為40 g／t，考察硫酸銅用量對鋅粗選指標的影響，試驗結(jié)果見圖8。

圖7 鋅粗選丁黃藥用量試驗結(jié)果

圖8 鋅粗選硫酸銅用量試驗結(jié)果

由圖8可見，鋅粗精礦的鋅回收率隨著硫酸銅用量的增加先不斷上升后逐漸下降，并在硫酸銅用量為200 g／t時達到最大值。因此，選取鋅粗選硫酸銅用量為200 g／t。

3.3.2 鋅精選條件試驗

對選定條件下獲得的鋅粗精礦進行再磨—精選試驗，最終確定鋅粗精礦再磨細度為－0.038 mm占80%，精選次數(shù)為4次（各次精選都用石灰調(diào)礦漿pH為12），此時可以獲得合格的鋅精礦。

3.4 黃鐵礦浮選條件試驗

對選定條件下經(jīng)1粗1掃鉛浮選—磁黃鐵礦弱磁粗選—1粗2掃鋅浮選（鋅掃選1用石灰調(diào)礦漿pH為12并添加硫酸銅60 g／t、丁黃藥10 g／t，掃選2添加硫酸銅30 g／t、丁黃藥10 g／t）產(chǎn)生的尾礦進行黃鐵礦浮選條件試驗，結(jié)果表明：當用硫酸調(diào)礦漿pH值為8、丁黃藥用量為60 g／t、2號油用量為21 g／t時，可獲得硫品位為35.55%、硫回收率為44.56%的黃鐵礦粗精礦；黃鐵礦粗精礦經(jīng)2次空白精選，可獲得硫品位為40.86%、硫回收率為41.89%的黃鐵礦精礦。

3.5 閉路流程試驗

在條件試驗基礎(chǔ)上，按圖8進行優(yōu)先浮鉛—鉛尾礦弱磁選分離磁黃鐵礦—弱磁選尾礦浮鋅—鋅尾礦浮黃鐵礦全流程閉路試驗，最終獲得了鉛品位為42.27%、鉛回收率為71.46%、含鋅2.21%的鉛精礦，鋅品位為44.11%、鋅回收率為70.93%、含鉛0.21%的鋅精礦，硫品位為40.07%、硫回收率為60.36%的黃鐵礦精礦及硫品位為26.65%、硫回收率為25.29%的磁黃鐵礦精礦，黃鐵礦精礦與磁黃鐵礦精礦構(gòu)成的綜合硫精礦硫品位為34.89%、硫回收率為85.66%（見表2）。

表2 閉路流程試驗結(jié)果%

4 結(jié) 論

（1）內(nèi)蒙古某鉛鋅礦石中含鉛0.42%，含鋅1.73%，含硫19.30%，鉛主要以方鉛礦形式存在，鋅主要以鐵閃鋅礦形式存在，硫主要以磁黃鐵礦、黃鐵礦形式存在。由于鉛、鋅礦物嵌布粒度細，與其他礦物共生密切，加上鐵閃鋅礦可浮性差且與磁黃鐵礦性質(zhì)相近，因此該礦石屬低品位難選鉛鋅硫化礦石。

圖9 閉路試驗流程

（2）采用優(yōu)先浮鉛—鉛尾礦弱磁選分離磁黃鐵礦—弱磁選尾礦浮鋅—鋅尾礦浮黃鐵礦工藝方案，可獲得鉛品位為42.27%、鉛回收率為71.46%的鉛精礦，鋅品位為44.11%、鋅回收率為70.93%的鋅精礦及硫品位為34.89%、硫回收率為85.66%的綜合硫精礦，試驗指標較好。

［1］饒 峰.鐵閃鋅礦的活化與磁黃鐵礦的抑制機理試驗研究［D］.昆明：昆明理工大學(xué)，2006.

［2］龔志華，劉毅鵬，景熙驊，等.內(nèi)蒙古某難選鉛鋅多金屬礦石選礦試驗研究［J］.云南冶金，2012，41（2）：37-40.

［3］蔣素芬.西藏某難選鉛鋅銀硫多金屬礦選礦工藝研究［J］.湖南有色金屬，2011，27（2）：10-14.

［4］梁增永.某硫化鉛鋅礦的優(yōu)先浮選分離工藝研究［J］.礦產(chǎn)保護與利用，2011（4）：18-20.

［5］羅仙平，王淀佐，孫體昌.會理難選鉛鋅礦石電位調(diào)控抑鋅浮鉛優(yōu)先浮選新工藝［J］.有色金屬，2006，58（3）：94-98.

［6］童 雄，周慶華，何 劍，等.鐵閃鋅礦的選礦研究概況［J］.金屬礦山，2006（6）：8-12.

［7］余潤蘭，邱冠周，胡躍華，等.Cu2＋活化鐵閃鋅礦的電化學(xué)［J］.金屬礦山，2004（2）：35-40.

［8］張維佳，曹文紅，盧冀偉.內(nèi)蒙古某混合鉛鋅礦石優(yōu)先浮選試驗研究［J］.有色金屬：選礦部分，2012（3）：25-27.

Experimental Study on Beneficiation for a Refractory Low-grade Lead-zinc Ore of Inner M ongolia

Luo Xianping1Du Xianyan1Zhao Yunxiang2Zou Liping1
（1．Faculty of Resource and Environmental Engineering，Jiangxi University of Science and Technology；2．Inner Mongolia Dongshengmiao Mining Industry Co．，Ltd．）

A lead-zinc ore of Inner Monggia belongs to a refractory ore，because it contains low grade of lead and zinc，among which zincmainly occurs in marmatite，and lead-zinc minerals is fine embedded and closely associated with otherminerals.Also，there aremany pyrrhotitewhich has similar property withmarmatite.According to the ore properties，the process of preferential lead flotation-low intensitymagnetic separation to separate pyrrhotite from lead tailings-zinc flotation from low magnetic tailings-pyrite flotation from zinc tailings was adopted to treat this ore.Through the closed-circuit tests，lead concentrate with Pb grade of 42.27%and Pb recovery rate of 71.46%，zinc concentrate with Zn grade of 44.11%and Zn recovery of70.93%，and S concentratewith Sgrade of34.89%and S recovery of85.66%were obtained respectively.The test provides a basis for development and utilization of this ore.

Refractory low-grade lead-zinc ore，Lead flotation，Low intensity magnetic separation of pyrrhotite，Zinc flotation，F(xiàn)lotation of pyrite

2013-06-25）

*國家自然科學(xué)基金項目（編號：50704018），江西省科技支撐計劃項目（編號：20111BBE50015）。

羅仙平（1973—），男，教授，院長，博士研究生導(dǎo)師，341000江西省贛州市客家大道156號。