云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究_何晓娟
复杂难选硫化-氧化混合铅锌矿选矿分离技术
第 ５期
杨 进忠等 ： 复杂难选 硫化 一 氧化混合铅锌 矿选 矿分 离技 术
・１ ３・
表 ５ 铅 、 化 学物相 分 析结 果 锌
Ｔａ ｌ Ａｎ ｌｓｓｒ ｓ ｌｓｏ ｅ ｄ ａ ｄ ｚｎ ｈ ｍｉ ａ ｈ ｓ ｂｅ５ ａｙ ｉ ｅ ｕ ｔ ｆｌａ ｎ ｉ ｃ ｃ ｅ ｃ ｌｐ ａ ｅ
是非 常必 要 的 。除 了在选 矿 药剂 、 选矿 工 艺 、 备等 设 方 面要深 人研 究外 ， 强 对 浮 选 过 程 的 分 离控 制 研 加
究也 是必 不 可 少 的 ， 它是 提高精 矿 品位 、 降低 生产 成
本的— 条有效 的途径 。通过 对多 金属 矿石 的研究 ， 为
资源综 合利用提供 技术 可行 、 经济 合理 的选 矿工艺 技 术， 促进经济发展、 提高矿产 资源战 略储 备量和合理 化 利用程度 ， 具有十分重要 的经济意义和现实意义 。
物 为 ７ ．４ ， ０ ４ ％ 试验矿样为硫化 一 氧化混合铅锌矿石 ， 矿石性 质复 杂 ， 矿石氧 化率高 ， 铅锌元 素分散 分布 ， 要分 选 出单一金属 的合格精矿 同时 回收率相对较高极为 困难 。试 验研究 针对矿 石特性 ， 矿石 中的硫化矿 、 将 氧化
矿分类选别 与富集 ， 分别产 出锌精矿 、 铅锌精矿 、 化铅 精矿三种 精矿产 品 ， 氧 同时伴生 的银 矿物分别在 铅锌精 矿及氧化铅精矿 中得 到富集 。通过多金属矿石选 矿分离 技术研 究 ， 使该 复杂 、 难选 硫化 一 氧化混 合铅锌 矿石 及 其伴 生矿产资源得 到综 合 回收和利用 。
性 能 ， 使复 杂 难 选 多金 属 硫 化 一 化 混 合 铅 锌 矿 是 氧 石 得到有 效 的分 离 的技术 关键 。精矿 产 品物相 分 析 结果 表 明 ， 矿产 品的 性 质 与流 程 方 案 选别 效 果 是 精 吻 合 的 ， 明所采 用 的分离 技术 方案 合理 、 说 有效 。 ３ 伴 生银 矿 物 分散 富集 于各 类 精 矿产 品 中 ， ． 对 其进 行有 效 的综 合 回收 ， 需 开 展 更 为 深入 的试 验 还
云南蒙自难选铅锌矿浮选试验研究
云南 蒙 自难 选 铅 锌 矿 浮选 试 验研 究
陈 桦 蓝 卓越
（ 昆明理 工 大学 ，昆明 ６ ５ ０ ０ ９ ３ ）
摘 要 ：云南省 蒙 自 铅锌矿含铅 １ ． ０ ９ ％， 含锌 １ ． ９ ７ ％， 由于矿 石嵌布 粒度较 细且 矿物组 成复杂 ， 相互
包裹 、 共生 ， 浮 选 指 标 并 不 理 想 。 根 据该 矿 石性 质 及 现 场 的 药 剂 制 度 和 流 程 进 行 试 验探 索 研 究 ， 采 用 石 灰作为 ｐ Ｈ调整剂和抑制剂 ， 硫酸锌作为抑制剂 ， 六 偏 磷 酸 钠作 为分 散 剂 ， 以 乙硫 氮 和 ＭＡ 作 为 组 合 捕 收 剂， 磨矿细度为 一 ０ ． ０ ７ ４ ｍ ｍ占８ ５ ％， 有 效 提 高 了 铅 精 矿 的 品 位 和 回 收率 。
第２ ２卷 第 ４期 ２ ０ １ ３年 １ ２月 矿 Nhomakorabea冶
Ｖｏ １ ． ２ ２ ，Ｎｏ ． ４ Ｄｅ ｃ ｅ ｍｂ ｅ ｒ ２ ０ １ ３
ＭＩ ＮＩ ＮＧ ＆ Ｍ Ｅ ＴＡＬ Ｌ ＵＲ ＧＹ
文章 编 号 ： １ ０ ０ ５ — ７ ８ ５ ４ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ４ — ０ ０ ３ ７ — ０ ４
Ｌ ＥＡＤ— ＺＩ ＮＣ ＯＲＥ ＯＦ ＹＵＮＮＡＮ Ｍ ＥＮＧＺＩ ＭＩ ＮＥ
ＣＨＥＮ Ｈｕ ａ ｌ Ｊ Ａ Ｎ Ｚｈ ｕ ｏ — ｙ ｕ ｅ
（ Ｋ ｕ ｎ ｍ ｉ ｎ ｇ Ｕ ｎ ｉ ｖ ｅ ｒ ｓ ｉ ｔ ｙ ｏ ｆ Ｓ ｃ ｉ ｅ ｎ ｃ ｅ ａ ｎ ｄ Ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｙ ， Ｋ ｕ ｎ ｍ ｉ ｎ ｇ ６ ５ ０ ０ ９ ３ ， Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ）
关 键 词 ：浮选 ； 难选铅锌矿 ； 铅锌分离 ； 组合捕收剂
云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究
云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究薛晨;魏志聪【摘要】云南某低品位铅锌矿嵌布粒度细,铅锌分离困难.为了综合利用资源,对其进行了详细的选矿试验研究.确定采用一段磨矿(-0.074 mm占75％)、优先浮铅的选矿工艺,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,最终获得了铅品位和回收率分别为55.38％和90.56％的铅精矿及锌品位和回收率分别为50.23％和91.31％的锌精矿.实现了铅锌的高效分离,试验指标优良.%The lead minerals and zinc minerals are difficult to separate for finely disseminated size in a lowgrade Pb-Zn ore of Yunnan.For the purpose of comprehensive utilization of these resources,a selective flotation process was adopted under the grinding fineness of 75％-0.074 mm after detailed beneficiation test using composite inhibitors to float lead and depress zinc.A lead concentrate with Pb grade of 55.38％ and the recovery of Pb 90.56％ and a zinc concentrate with Zn grade of 50.23％ and the recovery-of Zn 91.31％ were obtained.The mineral processing indexes were excellent,indicating a highly effective separation of Pb and Zn.【期刊名称】《矿冶》【年(卷),期】2017(026)003【总页数】6页(P13-18)【关键词】硫化矿;铅锌矿;低品位;优先浮选【作者】薛晨;魏志聪【作者单位】昆明理工大学国土资源工程学院,昆明 650093;昆明理工大学国土资源工程学院,昆明 650093【正文语种】中文【中图分类】TD952.2;TD952.3矿产资源是社会发展的重要物资基础，铅锌矿作为重要的有色金属矿产资源，在国民经济的可持续发展中发挥着不可替代的作用〔1〕。
难处理氧化铅锌矿选矿综述-矿产综合利用
氧化铅锌矿利用工艺技术研究进展兰志强，蓝卓越，张琦福（昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明 650093）摘要：本文分析了氧化铅锌矿石的主要特点及对应的选别工艺，综合评述硫化浮选、絮凝浮选、螯合剂浮选、选冶-联合工艺以及原浆浮选技术等处理方法，为氧化铅锌矿的开发利用提供技术参考。
氧化铅锌矿的开发利用，应在加强矿石性质研究及浮选理论研究的基础上，注重组合新药剂、联合新工艺、新设备及新技术方法的应用，以期取得更大的进展。
关键词：铅；锌；氧化铅锌矿；浮选doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2015.05.00x中图分类号：TD952 文献标志码：A 文章编号：1000-6532（2015）05-00我国氧化铅锌矿储量极为丰富，据2008年统计，锌资源量为10393 万t，锌氧化矿资源量为4000余万t，铅保有金属储量为3570万t，位居世界前列。
仅云南兰坪氧化铅锌矿锌金属储量就高达1400万t，是我国最大的铅锌矿床，名列世界第四位。
目前具有工业应用价值的氧化铅锌矿主要有白铅矿(PbCO3)、铅矾(PbSO4)、菱锌矿(ZnCO3)和异极矿{Zn4[Si2O7](OH)2H2O}，主要分布于我国云南、四川、广东、广西和内蒙古等省区。
因此，在我国铅锌精矿自产无法满足需求、仍需大量进口的情况下如何有效开发和利用这部分氧化铅锌矿资源，具有重大的意义。
氧化铅锌矿主要来自硫化矿的氧化带，它们常共生于同一矿体中[1-2]。
随着社会经济的高速发展，铅锌矿的需求量越来越大，但受技术条件的限制，目前只能以开采硫化铅锌矿为主以及开采少部分的高品位氧化铅锌矿为辅，对于复杂难选氧化铅锌矿，因其矿石结构复杂，共伴生矿多，矿物嵌布粒度细，矿泥含量大，以及各种难免离子的影响，目前尚无理想的处理技术，难以大规模的开发利用[3-6]。
随着硫化铅锌矿资源的逐渐减少，加快氧化铅锌矿的开发利用已成为矿业界的共识，也已成为选矿科技工作者研究的重点。
铅锌分离浮选试验研究
铅锌分离浮选试验研究作者：王玉莲来源：《城市建设理论研究》2013年第14期【摘要】铅锌矿资源是我国的优势矿种。
云南某铅锌多金属矿，上部铅锌矿物的氧化程度较深，风化、泥化严重，成分复杂、组成多变，有用矿物嵌布粒度细，且矿石中存在一定量的可溶性石膏，给选矿工作增加了很大的困难。
【关键词】铅锌，分离，浮选，试验研究中图分类号： C33文献标识码：A 文章编号：一、前言铅锌是我国工业发展过程中重要的矿产资源之一，对我国经济的快速发展和人民生活水平的提高有着十分重要的影响。
二、矿石性质分析1.矿石的矿物成分该铅锌矿产于中低温热液矿床，矿石中硫化矿物以闪锌矿、方铅矿为主，其次为黄铁矿和少量的黄铜矿；氧化矿物有白铅矿、铅矾、菱锌矿、赤铁矿等；脉石矿物以石英为主，还有石膏、萤石、白云石、长石、重晶石等。
原矿化学多元素分析结果见表 1。
2.原矿物相分析铅、锌物相分析结果表明，铅的氧化率为50.68%，锌的氧化率为 11.75%，铅的氧化率较高，大量氧化铅的存在会对铅精矿的品位及回收率产生不利的影响。
铅、锌物相分析结果见表2、表 3。
3.主要矿物的嵌布特征闪锌矿：多呈它形、独立颗粒产出，少数与方铅矿、黄铁矿连生，部分矿石中可见到闪锌矿包裹黄铁矿、方铅矿。
闪锌矿嵌布粒度一般在 0.05~0.6mm，最大为 1mm，最小为0.02mm。
闪锌矿经电子探针成分分析，方铅矿：呈稀疏浸染状或脉状浸染状分布，多呈独立颗粒产出。
方铅矿粒度一般在 0.02-0.1mm，最大0.4mm，最小 0.005mm。
黄铁矿：在矿石中含1.00%，多呈自形粒状，少部分呈它形—半自形粒状，多呈星散浸染状分布。
白铅矿：多呈它形—半自形粒状，为后生蚀变矿物，多充填在矿石的原生孔隙中，或分布于蚀变的方铅矿的边缘。
粒度一般在 0.05-0.12mm。
石英：矿石中的主要脉石矿物，含量有51.00%。
镜下观察，石英形成于两个时期，早期石英为原生石英，粒度较细，一般在 0.01-0.05mm，多呈它形粒状；后期石英为变质作用形成，粒度一般在0.03-0.3mm，多呈半自形粒状。
云南某氧化铅锌矿选矿工艺研究
１ 原 矿 性 质
对原 矿进 行化 学分 析 ，分 析结 果 表 明 ，原矿 样 含铅 ２ ０ ． ％、锌 ６ ５ ４ ． ％，原矿 中主要金属矿物有菱 ４
锌矿 、闪锌矿 、方铅矿 、 白铅 矿及 异 极矿 ，脉石 矿
ｒ ｓ ｅ ｔ ｅｙ ａ ｏ ｔ ｄ ｈ ｅ ｕ ｔ ｆ ｃｏ ｅ — ｉｃ ｉ ｔｓ ｈ ｗ ｈ ｔ ｌ ａ ｏ ｃ ｎ ｒ ｔ ｗｉ ４ １ ％ ｌ ａ ｒ ｄ ． ｅ ｐ ｃ ｉ ｌ ｄ ｐ ｅ ．Ｔ ｅ ｒ ｓ ｌ ｏ ｌ ｓ ｄ ｃｒ ｕ ｔ ｅ ｔ ｓ ｏ ｔ ａ ｅ ｄ ｃ ｎ ｅ ｔａｅ ｖ ｓ ｔ ５ ．２ ｈ ｅ ｄ ｇａ ｅ
６２ ％ ｚｎ ｇａ ｅ ｎ ８ ． １ ｌａ ｒｃ ｖ ｒ ， ａ ｄ ｉｃ ｏ ｃ ｎｒ ｔ ｔ １７ ％ ｚｎ ｇａ ｅ ０７ ％ ｌａ ．９ ｉｃ ｒｄ ａ ｄ ３５ ％ ｅ ｄ ｅ ｏ ｅ ｙ ｎ ｚｎ ｃ ｎ ｅ ｔ ｅ ｗｉ ４ ．８ ａ ｈ ｉｃ ｒ ｄ ， ．６ ｅｄ
云南 某 氧 化铅 锌 矿 石 为含 铅 、锌 的复 杂 矿 石 ，
物 以 白云 石 、方解 石 和石英 为 主 。原矿 主要 化 学成 分及铅 、锌物 相分 析结果 见 表 ｌ ３ ～。
铅锌氧化率高 ，要综合回收其 中的铅锌 ，相关研究 表明 ］ ，针对此类矿石主要采用优先浮选的工艺
表 １ 原 矿 多元素 分析 结果
Ｔ ｂｅ ａ ｌ １ Ａｎ ｌ ｓｓ ｅ ｕ ｔ ｏ ａ ｙ ｉ ｒ ｓ ｌｓ ｆ ｍｕｌ － ｌ ｍｅ ｔ ｆ ｒ ｎ ｏ －ｍｉ ｅ ｒ ｔ ｅ ｅ ｎ ｏ ｕ － ｆ ｉ ｎ ｏ ｅ ／ ％
注： ｕ ｇ Ａ 、Ａ 的单位为 。
云南某氧化锌矿的浮选试验研究
摘要：云南某氧化锌矿中锌的含量为5.5%，主要以氧化锌形式存在，其次是硫化锌，脉石矿物含量较多。
针对该氧化锌矿进行了浮选试验研究，结果表明：在磨矿细度-0.074mm占85%的条件下，以十二胺为捕收剂、硫化钠为活化剂、硅酸钠为抑制剂，经一次粗选两次扫选三次精选的开路流程，获得zn 品位为35%，zn回收率为84.82%的锌精矿，回收指标较为理想。
关键词：浮选；氧化锌矿；品位；回收率中图分类号：td952 文献标识码：a 文章编号：1006-4311（2016）20-0084-030 引言我国的氧化锌矿资源较为丰富，主要分布在云南、广东、贵州等省；特别是在云南省，几乎在各地州区都有分布[1]。
众所周知，锌的硫化矿物用常规浮选较易选别，但随着时间的推移，硫化锌矿面临着日趋衰竭，人们越来越重视氧化锌矿的综合回收[2-3]。
由于氧化锌矿石所含矿物种类多，矿石结构复杂，伴生组分很不稳定，并含有大量的粘土和褐铁矿，可溶性盐含量较高等；迄今为止，氧化锌矿的浮选回收还不能取得令人满意的结果[4]。
目前国内处理氧化铅锌矿的工艺流程有：全浮选工艺流程、硫化浮选工艺法、改性胺浮选法、螯合捕收剂浮选法、浸（氨浸、酸浸）出-浮选、选冶联合等工艺[5-6]。
通常氧化锌的浮选主要以硫化胺浮选以及硫化高级黄药浮选[7-8]。
本试验采用硫化胺法对其氧化锌矿进行综合回收，回收指标良好。
1 矿石性质矿石取自云南某地，采用pe-150×250型号颚式破碎机进行粗碎，粗碎完后进入对辊机细碎，将所有矿石破碎至-2mm的粒级，最后采用分堆法混匀，均匀画格子取样[9]。
磨矿后原料中-0.074mm级别含量占85%，原矿多元素分析结果，锌物相分析结果分别见表1，表2。
由表1和表2可知，原矿中锌品位为5.5%，该氧化锌矿石中脉石矿物主要为sio2、cao，其他含量较少。
有用金属元素主要是zn，含量为5.5%；原矿中氧化锌含量为54.10%，硫化锌含量为28.78%，锌主要是以氧化锌存在，其次是硫化锌。
难选氧化铅锌矿石铅浮选工艺研究
物硫化 －黄药法浮选、脂肪酸直接浮选工艺对比。结果表明：相较硫化 －黄药法浮选铅精矿铅品位
５５．６２％、铅回收率 ７５．４５％，脂肪酸直接浮选工艺整体选矿指标更佳，铅精矿铅品位 ５０．３８％、铅
回收率 ７８．０８％；且脂肪酸直接浮选工艺具有添加药剂种类少、用量小、选矿成本低等优势，选矿药
剂成本比硫化 －黄药法浮选低 ３６．６４元 ／ｔ。脂肪酸直接浮选工艺更适宜于处理该难选氧化铅锌矿
艺来处理该矿石，并在选别指标及药剂成本等方面与 硫化 －黄药法浮选进行了对比研究。
１ 矿石性质
经镜下观察、人工重砂分析及 Ｘ射线衍射分析、
化学物相分析等对矿石进行了详细的工艺矿物学研 究，矿石化学成分分析结果见表 １，主要矿物相对含 量分析结果见表 ２。
表 １ 矿石化学成分分析结果
成分 ｗ／％ 成分 ｗ／％
收稿日期：２０１９－０６－０６；修回日期：２０１９－０８－２０ 作者简介：屠建春（１９７０—），女，云南 昆明 人，高级 工程师，从事 企业管理 及选 矿技术 工 作；昆 明市 圆 通 北路 ８６号，昆 明冶 金 研究 院，６５００３１；
Ｅｍａｉｌ：９年第 ９期 ／第 ４０卷
矿物名称 白铅矿 异极矿 铅铁矾 锌铁尖晶石 方铅矿 菱锌矿
相对含量 ／％ ７．８ ５．６ ６．５ １．０ １．１ １．４
矿物名称 褐（赤）铁矿 铅矾 方解石 白云石 云母 石英
相对含量 ／％ ３５．０ ０．３ １８．３ １３．７ ６．８ ２．０
由表 １、表 ２可知：矿石中铅质量分数为 ８．２５％。 矿石中主要有 １２种矿物存在，其中碳酸盐含量最高， 相对含 量 为 ４１．２％，其 次 为 氧 化 物，相 对 含 量 为 ３８．０％，硅酸盐与硫酸盐相对含量分别为 １２．４％、 ６．８％，硫化物少量。
某氧化铅锌矿选矿试验研究
伴生 ，使得分选工艺过程复杂化 。氧化铅锌矿石 通常采 用 浮选 法进 行分选 ，先选 硫 化 物 ，后选 氧
化物 ，常用的浮选原则流程有优先浮选和混合浮
选 ２种 ，优先浮选流程为先浮选硫化铅锌 ，然后 硫 化 浮 选 氧 化 铅 ， 最 后 用 混 合 胺 浮 选 氧
化 锌 。 某氧化铅锌矿矿石产于我 国西南 四川省 ，含铅
周 小四 ，王 少东 ，彭芬 兰 ，张 佶
（１．昆明冶 金高等专科学校 矿业学 院，云南 昆明 ６５００３３；２．昆明冶金研究设计 院，云南 昆明 ６５００３１）
摘 要 ：某铅锌矿矿 石含 有铅 、锌有价组分和可综合利 用的组分银 。矿 石矿物 组成较 为复杂，氧化 率高，为氧化
铅锌矿石。试验表明 ，采 用优先浮 选分 选硫 化铅 、硫 化锌 、氧化铅矿 物 可获得较好 的分选 指标 ，但 浮选法分 选
表 １ 光谱 分析 结果
％
表 ３ 铅物相分析结果
２
昆明冶金高等专科学 校学报
２０１１年 ９月
效益 ，笔者对该矿石分选工艺进行了试验研究 。
１ 矿 石 性 质
本次 试验研 究 矿样分块 矿 和粉矿 ２种 ，取 自于 同一矿 区 ，两 者矿 物组成 基本 相 同 ，仅铅锌 组分 含量 和氧化率不同。矿石呈红褐色块状及土状 ，风化氧化严重 ，含泥量高。本次试验重点研究块矿的分选特 性 ，由其 ｘ射线衍射分析 （见 图 １）可看 出，矿石中的主要金属矿物有方铅矿 、针铁矿、菱锌矿 、白铅 矿 、闪锌 矿 ，以及 少量 黄铁矿 等 ；脉石矿 物 以 白云 石为 主 ，有 少量锌 钙 白云石 ［ＣａＺｎ （ＣＯ，）：］ 和钙 长 石 等 。原 矿光 谱分 析 、化 学 多元素 分析及 物相 分析 见表 １～４。
难选氧化铅锌矿硫化焙烧机理与浮选试验研究
随着人类对锌 的需求 日趋增加以及锌资源 日益 枯竭 ，开发 和利 用氧化 锌矿 越来 越受 到人 们 高度 重
视 。 然 而 由于 氧 化 锌 矿 物种 类 繁 多 ，矿 物 组 成 复
较好 的 回收效果 。通过 多 种试 验方 案进行 试 验 ，获 得 了含锌 ４ ０ ． ３ ９ ％、锌 回收率为 ７ ５ ． ８ ５ ％的锌精 矿 。
・
１ ０ ８ ・
有色 金属（ 选矿部 分）
２ ０ １ ３ 年增刊
ｄ ｏ ｉ ： １ ０ ． ３ ９ ６ ９ ／ ｊ ． ｉ ｓ ｓ ｎ ． １ ６ ７ １ － ９ ４ ９ ２ ． ２ ０ １ ３ ． ｚ １ ． ０ ２ ７
难选氧化铅锌矿硫化焙烧机理与浮选试验研究
石 云 良 ，刘苗 华 ， 肖金 雄 ，陈 军 ，陈启 平
得 昆 合精矿铅 品位 ７ ． ８ ５ ％、锌品位 ３ ４ ． ２ ４ ％， 铅回收率 ７ ９ ． １ ３ ％， 锌 回收率 ７ ９ ． ０ ４ ％。
关 键 词 ：氧化铅锌矿 ；硫化焙烧 ；浮选
中图分类号 ： Ｔ Ｄ ９ ２ ３
文献标志码 ： Ａ
文章编号 ： １ ６ ７ １ — ９ ４ ９ ２ （ ２ ０ １ ３ ） Ｓ ０ — ０ １ ０ ８ — ０ ４
叶雪均等 ［ ４ 对某大型 白云岩铅锌矿的贫铅 富
锌难选 矿石 ，采 用先 浮铅 后浮 锌不 脱泥 主 干流程 进 行 了试 验研 究 。选锌作 业 中不 脱泥 ，用 六偏 磷 酸盐 与水 玻璃 分散矿 泥 和抑制 脉石 。可得 到含 锌４ ５ ． ３ ％、 回收率 ７ ４ ． １ ％的锌精 矿 。
试 验 设 备 主 要 是 实 验 室 小 型 试 验 设 备 ，如
云南蒙自难选铅锌矿浮选试验研究
云南蒙自难选铅锌矿浮选试验研究一、绪论1.1 研究背景及意义1.2 国内外相关研究现状1.3 研究目的和方法二、铅锌矿选矿原理及浮选工艺2.1 铅锌矿物特性2.2 选矿原理2.3 浮选工艺流程三、试验设计3.1 试验铅锌矿性质分析3.2 试验浮选剂选择和试剂用量3.3 试验条件和参数设置四、试验结果及分析4.1 矿物相分析4.2 试验浮选工艺效果分析4.3 试验浮选尾矿回收及环保效果分析五、总结与展望5.1 试验结论5.2 研究不足及展望5.3 对生产应用的启示和建议一、绪论1.1 研究背景及意义铅锌矿是一种常见的多金属硫化矿，广泛分布于世界各地，是重要的金属矿产资源之一。
随着工业化进程的加速以及资源的不断消耗，对铅锌矿的需求不断增长。
然而，在矿藏资源的挖掘和开发过程中，铅锌矿浮选技术一直是一个难点，且不同地区的矿石特性差异较大，因此需要在不同条件下进行试验研究以寻找最佳的浮选工艺，提高铅锌矿矿石的选矿品位和完全回收率，满足社会、经济和金属制品生产的需求。
此外，铅锌矿浮选涉及到大量的化学试剂和污染物排放，对生态环境会造成一定影响，所以在浮选试验研究中，环保问题也需要考虑，采用更加环保、低耗能的浮选工艺，对保护环境和可持续发展具有重要意义。
1.2 国内外相关研究现状近年来，国内外对铅锌矿浮选技术研究的重点主要集中在浮选试剂的研究和应用方面，旨在优化浮选工艺条件，提高浮选品位和回收率。
国内的研究团队在乙酸盐、乙醇醚等试剂方面开展了一系列研究，得到了一定的成果。
而国外的研究团队则着重于利用某些特殊化学试剂和方法，提高浮选品位和回收率。
在环保方面，国内外都在研发和应用新型环保浮选试剂，力求减少在线排放和处理消化液的数量和种类，满足环保和可持续发展的要求。
同时，也对浮选废渣进行资源化循环利用的探究和开发，减少资源浪费和环境负担。
1.3 研究目的和方法本文旨在研究云南蒙自难选铅锌矿的浮选试验，探究最适合该矿种的浮选工艺，提高选矿品位和回收率。
《矿产综合利用》2008年总目次
…
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…
…
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…
…
13
)
酸 化 改 性 膨 润 土 对 柴 油 中 硫 化 物 的 吸 附性 能 研 究
．
…
．
．
…
．
…
…
…
…
…
…
…
…
…
…
…
…
…
…
…
(2
…
．
16 18
．
) )
赤 泥 中 氧 化钠 和 氧 化 铝 的 回 收
…
…
…
…
…
…
…
…
( 1 27 )
．
蒙 脱石 基
ATO
纳 米核 壳 结 构 导 电 粉 的 制 备
．
非标 准 高 细 度 两 段 磨 矿 的 介 质 优化 试 验 研 究
、
…
(6
．
27
)
贵 州 贵 定 粉 石 英 的加 工 工 艺 研 究
…
…
…
…
…
…
…
(1
(
…
．
21
)
)
溺缓 雹
太 和 铁 矿 选 矿 流 程 产 品 工 艺 矿 物学 研 究
四 川 炉 霍 玛 孜措 铜锑 矿 工 艺 矿 物 学 研 究
…
…
…
…
…
…
(6
．
15 19
)
)
某难 选 金 红 百矿 选 矿 试 验 研 究 某 钼矿 浮 选 工 艺 试 验 研 究
… …
…
…
…
…
…
…
…
云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究
２ １ 年第 ６ ００ 期
何晓娟等：云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究
・ ７・ １
合 体在 褐铁 矿 中浸透 分 布 ；其 三 ，菱 锌 矿 晶粒 集合
选别 为 主 。对 硫化 矿 的 浮选采 用 常规 药 剂进 行 ，试 验结 果见 表 ４ 。
表４ 硫 化 矿选 别结 果
％
体交代闪锌矿而充填于石英砂粒间缝 隙中。菱锌矿 嵌 布 粒度 极 不 均 匀 粗 粒 聚 晶集 合 体 可 达 数厘 米 ，
・
１ ６・
有 色金 属 （ 选矿部 分）
２１ ００年第 ６期
云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究
何 晓娟 ，徐晓萍 ，付广钦
（ 广州有 色金属研 究院 ，广州 ５ ０ ５ ） １６ １
摘 要 ：对 云南某难选氧化铅锌矿进行 了浮选试验研究 ，采用先硫后氧 、先铅后锌流程 ，并在 氧化锌 浮选作 业采
试验指标 ，综合 回收了各有价金属。
细 ，且矿石中存在一定量的可溶性石膏 『 ，给选 】 ］
矿工 作增 加 了很 大 的困难 。 １７ ９９年 以来 ，国 内外 对 该 氧 化矿 的 回 收利 用 做 了大量 的研究 工作 。 以往 的浮选研 究工作 主要 以 脱 泥浮选 为主 ，也取得 了非常好 的小 试指 标 ，但脱
用加温及使用 氧锌灵作 辅助捕 收剂 的不脱 泥流程 ，取得 了较好 的技术指标 ：锌总回收率 ８ ． ％，其 中硫 化锌精矿锌品 ３６ ２ 位 ５ ． ％、锌回收率 １ ． ％，氧化锌精矿锌品位 ２ ． ％ 、 回收率 ６ ． ％； 总 回收率 ５ ． ％，其 中硫 化铅精矿铅 ０８ ３ ６９ ６ ２９ 锌 ２ ６７ 铅 ５ ６７ ３
１ 矿 石 的 工 艺矿 物 学研 究
某复杂难选氧化铅锌矿选矿试验研究
Ｅｘ ｒｍ ｅ ｔ ｌＲｅ ｅ ｒ ｈ ｏ ｉ ｅ ａ ｏ ｅ ｓｎｇ Ｔｅ ｈ ｌｇ ｏ ｐｅ ｉ ｎ ａ ｓ ａ ｃ ｎ Ｍ ｎ ｒ ｌＰｒ ｃ ｓｉ ｃ ｎｏｏ ｙ ｆ ｒ
Ｓ ｐ ｒ ｔ ｇａＨｉｈ Ｐ ｏｐ ｏｕ ｌｉ ｍａｉ ｅ ｅａ ａｉ ｇ ｈ ｓｈ ｒ ｓＯｏｉｃＨｅ ｔ ｅＯｒ ｎ ｔ ｔ
［］ ７ 陈述文 ， 曾永 振 ， 陈启平．贵州赫章鲕状赤铁矿直接还原
磁选试验研究 ［ ］ 金属矿 山，９ ７ （ １ ：３— ６ ３ ． Ｊ． １９ ， １ ） １ １ ，１ ［］ ８ 何姜毅 ， 周平 ， 庄故章 ， 杜景红 ， 张军 ， 刘阅兵， 杨志惠．某 高磷铁矿降磷技术研究 ［ ］ 云南冶金 ，０７ １６ ６ ：７ Ｊ． ２ ０ ，３ （ ） ｌ
—
［］ ２ 闫武 ， 张裕书．鄂西宁 乡式铁矿利用 工艺技术研究 ［ ． Ｒ］
成都 ： 中国地质科学矿产综合 利用研究所 ，０ ８ ２０ ．
２１ ．
［］ ３ 庞玉荣 ， 郭秀平 ， 朝晖 ， 李 庞雪敏 ．某鲕 状赤铁 矿矿 石反
浮 选 试 验研 究 ［ ］ 国外 金 属 矿 选 矿 ， ０ ，７ ：２— ５ Ｊ． ２ ８ （ ）２ ２ ． ０
［］ ９ 王兢 ， 尚衍波 ， 张覃 ．鲡状赤铁矿浮选初步研究［ ］ 矿冶 Ｊ．
工程 ， ０ ， ６ ：８— Ｏ ２ ４ （ ）３ ４ ． ０
［］ ４ 张锦瑞 ， 胡立可 ， 梁银英 ， 惠平 ， 杨 孙达．难选鲕 状赤铁矿
的研究利用现状 及展望 ［ ］ 中国矿业 ，０ ７ （ ） ７ Ｊ． ２０ ，７ ：４一
参考 文 献 ：
［］ １ 龙运波 ， 张裕书．重 庆巫 山县邓家 鲕状赤铁 矿可选 性试
云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验
易运来(１９７９—) ꎬ男ꎬ工程师ꎬ４１０１００ 湖南省长沙市芙蓉区张公 岭亚大路 ９９ 号ꎮ
１６
粒度细的特点ꎬ对该氧化铜矿进行工艺矿物学研究ꎬ 试验研究确定了浮选—磁选联合的工艺流程ꎬ并获 得了良好的选矿指标ꎮ
１ 矿石性质
该氧化铜矿的铜品位为 １������ ２８％ ꎬ矿石中铜的赋 存状态复杂ꎬ氧化程度高ꎬ嵌布粒度细ꎬ选矿难度大ꎮ 自由 氧 化 铜 和 结 合 氧 化 铜 的 分 布 率 分 别 为 ４０������ ６３％ 、２１������ ８７％ ꎬ矿石氧化率达 ６２������ ５０％ ꎮ 氧化铜 矿物主要有孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石ꎬ微量蓝磷
Ｓｅｒｉａｌ Ｎｏ. ５９３ Ｓｅｐｔｅｍｂｅｒ. ２０１８
现 代 矿 业
ＭＯＤＥＲＮ ＭＩＮＩＮＧ
总 第 ５９３ 期 ２０１８年 ９ 月第 ９ 期
云南某难选氧化铜矿浮—磁联合选矿试验
易运来
( 湖南有色金属研究院)
摘 要 为高效回收利用铜品位为 １������ ２８％ 的云南某氧化铜矿ꎬ根据原矿高氧化率、高结合率、 嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异ꎬ试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜— 浮选尾矿强磁选的原则工艺流程ꎮ 试验结果表明:在磨矿细度为 － ０������ ０７４ ｍｍ ８４������ ５％ 的条件下ꎬ进 行硫化铜 １ 粗 １ 扫 ２ 精浮硫化铜矿ꎬ硫化铜浮选尾矿再进行 １ 粗 ３ 扫 ３ 精浮氧化铜矿ꎬ浮选尾矿通 过磁选综合回收铜工艺ꎬ最终获得的硫化铜精矿铜品位为 ２４������ ７５％ ꎬ铜回收率为 ３３������ ０３％ ꎻ获得的氧 化铜精矿铜品位为 １６������ １２％ ꎬ 回收率为 ３９������ ２５％ ꎻ 获得的磁选精矿铜品位为 ９������ ７１％ ꎬ 铜回收率为 １２������ ５０％ ꎻ总精矿铜品位为 １６������ ７７％ ꎬ总铜回收率为 ８４������ ７８％ ꎬ获得了满意的试验指标ꎮ
国外某难选铅锌矿石的分选试验研究
我国铅锌资源比较丰富，在已探明的储量中，低品位铅锌矿石偏多，占一半左右，中等品位占31.1%，富矿占27.7%[1，2]。
矿石类型复杂，共伴生组分多，铅锌多伴生于铜、锡、铁、锰、硫及银金矿中，在已知的铅锌矿石的总储量中，铅锌氧化矿占有相当的比重[3-5]。
由于硫化铅锌矿的不断开发和进一步的枯竭，铅锌生产已不能满足需要，此时综合利用氧化铅锌矿石，提高选矿指标，增进经济效益，越来越引起人们的重视。
本文将对某难选铅锌矿石进行分选试验研究。
1 矿石性质试验样品取自国外某矿区，矿石主要呈浅灰色、灰黑色及深灰色，对原矿进行多元素分析，具体结果见表1。
从表中的分析结果可知，矿石中有价元素主要是铅、锌；为进一步了解可回收的铅锌赋存矿物，赋存含量，对矿石进行了铅和锌的物相分析，物相分析结果见表2和表3。
通过物相分析表明，该矿石为氧硫混合型铅锌矿石，氧化率随元素的不同变化较大，铅的氧化率在50％左右，而锌矿物主要是硫化锌矿，氧化率为10%左右，该矿石属于复杂难处理多金属矿石。
通过对原矿的工艺矿物学研究，矿石中铅主要是以方国外某难选铅锌矿石的分选试验研究胡 婷1，王 晓2（１昆明工业职业技术学院，云南 昆明６５０３０２；２昆明学院，云南 昆明６５０２１７）摘 要：回收某难选氧化铅锌矿石中的铅和锌，原矿中铅的品位３．９７％，锌的品位３．３７％，铅的氧化率为５０％左右，锌的氧化率占１０％左右。
试验采用先硫化铅锌矿浮选，抑锌优先浮铅—锌浮选—氧化铅硫化浮选，试验通过药剂种类用量对比试验，得到最佳药剂制度，最后得到铅品位４５．３２％，回收率为４４．８６％的硫化铅精矿；铅品位５０．３７％，回收率为４５．６４％的氧化铅精矿，铅综合回收率９０．５％；锌品位５０．１９％，回收率为８１．２３％的锌精矿，三个产品均获得了较好的指标。
关键词：难选铅锌矿石；硫化铅锌浮选；优先浮选；氧化铅浮选中图分类号：ＴＤ９２３ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００２－５０６５（２０２１）０６－０００１－４Separation test of refractory lead-zinc ore from foreign countryHU Ting 1，WANG Xiao 2（１．Ｋｕｎｍｉｎｇ Ｖｏｃａｔｉｏｎａｌ Ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｉｃａｌ Ｃｏｌｌｅｇｅ Ｏｆ Ｉｎｄｕｓｔｒｙ，ｋｕｎｍｉｎｇ６５０３０２，Ｙｕｎｎａｎ，Ｃｈｉｎａ；２．Ｋｕｎｍｉｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，ｋｕｎｍｉｎｇ６５０２１７，Ｙｕｎｎａｎ，Ｃｈｉｎａ）Abstract ：Ｔｈｅ ｐａｐｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｔｈｅ ｌｅａｄ ａｎｄ ｚｉｎｃ ｆｒｏｍ ａ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｏｘｉｄｅ ｌｅａｄ－ｚｉｎｃ ｏｒｅ．Ｔｈｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ｌｅａｄ ｉｓ ３．９７％，ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｏｘｉｄａｔｉｏｎ ｒａｔｅ ｏｆ ５０％．Ｔｈｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ｚｉｎｃ ｉｓ ３．３７％，ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｏｘｉｄａｔｉｏｎ ｒａｔｅ ｏｆ １０％．Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｍａｄｅ ｔｈｅ ｌａｅｄ－ｚｉｎｃ ｓｕｌｐｈｉｄｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｉｒｓｔ，ｄｅｐｒｅｓｓｉｎｇ ｔｈｅ ｚｉｎｃ ｍｉｎｅｒａｌ ａｎｄ ｆｌｏｔａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｌｅａｄ ｍｉｎｅｒａｌ，ｔｈｅｎ ｓｅｌｅｃｔｅｄ ｔｈｅ ｏｘｉｄｅ ｏｆ ｌｅａｄ ｂｙ ｓｕｌｆｉｄａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ ｇｏｔ ｔｈｅ ｂｅｓｔ ｐｈａｒｍａｃｙ ｓｙｓｔｅｍ ｂｙ ｃｏｍｐａｒｉｎｇ ｔｈｅ ｓｐｅｃｉｅｓ ａｎｄ ａｍｏｕｎｔ ｏｆ ａｇｅｎｔ． Ａｓ ａ ｒｅｓｕｌｔ，ｔｈｅ ｌｅａｄ ｓｕｌｐｈｉｄｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｇｒａｄｅ ｏｆ ４５．３２％ ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ４４．８６％，ｔｈｅ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｇｒａｄｅ ｏｆ ５０．１９％ ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ８１．２３％，ｔｈｅ ｌｅａｄ ｏｘｉｄｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｇｒａｄｅ ｏｆ ５０．３７％ ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ４５．６４％ ｗｅｒｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ． Ｔｈｒｅｅ ｐｒｏｄｕｃｔｓ ｈａｄ ｒｅｃｅｉｖｅｄ ｇｏｏｄ ｉｎｄｉｃａｔｏｒｓ．Key words ：Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｌｅａｄ－ｚｉｎｃ ｏｒｅ；ｓｕｌｐｈｉｄｅ ｌｅａｄ－ｚｉｎｃ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ｏｘｉｄｅ ｌｅａｄ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ收稿时间：２０２１－０３项目编号：２０２１ＪＯ９９６，该项目由２０２１年云南省教育厅科学研究基金项目资助。
云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验
收稿日期2020-07-28作者简介梁李晓(1993—)，男，硕士研究生。
云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验梁李晓陈建华温凯（广西大学资源环境与材料学院，广西南宁530004）摘要云南某硫化铅锌矿石铅品位为0.85%，锌品位为2.76%，并伴生有金、银等贵重金属。
针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰，不利于贵重金属回收的特点，开发了自然pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术，用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用，进行了铅的浮选回收试验。
结果表明：在磨矿细度为-0.074mm 占85%，以Z200+乙硫氮为捕收剂，漂白粉+过硫酸钠为抑制剂，经过1粗2精2扫流程铅锌混浮，铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂，以Z200+乙硫氮为捕收剂，经1粗2精2扫流程选铅，选铅尾矿经1粗2精2扫选锌，最终获得铅品位51.26%、铅回收率82.02%的铅精矿，锌品位46.21%、锌回收率70.65%的锌精矿，实现了原矿中有用金属的高效回收。
与使用石灰为抑制剂相比，漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。
关键词硫化铅锌矿混合浮选混合抑制剂漂白粉过硫酸钠中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250（2020）-12-119-06DOI 10.19614/ki.jsks.202012019Flotation Separation Test of a Sulfide Lead -Zinc Ore in Yunnan under Low Alkali ConditionsLIANG Lixiao CHEN Jianhua WEN Kai （School of Resources ，Environment and Materials ，Guangxi University ，Nanning 530004，China ）AbstractThe lead grade of a lead -zinc sulphide ore in Yunnan is 0.85%，and the zinc grade is 2.76%.It is accompa⁃nied by precious metals such as gold and silver.In view of the need to add a large amount of lime to the general sulphidelead -zinc ore flotation ，it is not conducive to the characteristics of precious metal recovery.The flotation separation technolo⁃gy of lead sulphide ore at natural pH was developed.The bleaching powder and sodium persulfate were used instead of lime to recovery lead.The results show that at the grinding particle size -0.074mm accounts for 85%，Z200+ethylsulfide nitrogen as collector ，bleaching powder+sodium persulfate as inhibitor ，lead and zinc were selected by one roughing two cleaning two scavenging process ，lead and zinc concentrate was treated with zinc sulfate +sodium sulfite as inhibitor and Z200+ethyl sul⁃fur nitrogen as collecting agent ，lead is concentrated by one roughing two cleaning two scavenging process ，tailings are con⁃centrated by one roughing two cleaning two scavenging process ，finally obtaining lead grade 51.26%and lead recovery rate 82.02%，zinc concentrate with zinc grade 46.21%，zinc recovery rate was 70.65%.The high efficiency recovery rate of met⁃als from raw ore has been pared with lime as inhibitor ，bleaching powder and sodium persulphate can have better separation index.Keywordslead -zinc sulfide ore ，bulk flotation ，mixed inhibitor ，bleaching powder ，sodium persulfate总第534期2020年第12期金属矿山METAL MINESeries No.534Decembe 2020铅锌矿是重要的战略性矿产资源，在有色金属工业中有着重要的地位，主要应用于电气工业、冶金工业、化学工业、机械工业等方面［1-3］。
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铅锌矿资源是我国的优势矿种，其有效综合回收是选矿工作者一直关注的难题。
云南某铅锌多金属矿，上部铅锌矿物的氧化程度较深，风化、泥化严重，成分复杂、组成多变，有用矿物嵌布粒度细，且矿石中存在一定量的可溶性石膏［1］，给选矿工作增加了很大的困难。
1979年以来，国内外对该氧化矿的回收利用做了大量的研究工作。
以往的浮选研究工作主要以脱泥浮选为主，也取得了非常好的小试指标，但脱泥浮选流程在生产上往往存在脱泥产率不稳，选厂生产指标波动较大，甚至无法正常生产等弊端，致其一直未能大规模开发利用，因此，对该难选氧化铅锌矿进行不脱泥浮选的试验研究势在必行。
本文针对该铅锌矿中的灰岩型矿石，在工艺矿物学研究基础上，进行不脱泥浮选流程研究，取得了较好的试验指标，综合回收了各有价金属。
1矿石的工艺矿物学研究1.1矿石的化学成分矿石的多元素分析结果见表1，矿石的铅锌物相分析结果见表2。
云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究何晓娟，徐晓萍，付广钦（广州有色金属研究院，广州510651）摘要：对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究，采用先硫后氧、先铅后锌流程，并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程，取得了较好的技术指标：锌总回收率83.26%，其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%，氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%；铅总回收率56.37%，其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%，氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。
关键词：氧化铅锌矿；灰岩型矿石；不脱泥浮选中图分类号：TD952.2；TD952.3文献标识码：A文章编号：1671-9492（2010）06-0016-04收稿日期：2010-07-21作者简介：何晓娟（1961-），女，湖南长沙人，研究员。
1.2矿石的矿物组成经显微镜查定，矿石中主要矿物相对含量见表3。
1.3主要矿物嵌布特征在该氧化铅锌矿石中，菱锌矿的嵌布状态较为复杂，主要有三种嵌布形式：其一，菱锌矿呈微晶集合体成块状产出，晶粒缝隙含有尘状褐铁矿或菱锌矿晶粒集合体成脉状分布；其二，菱锌矿从含锌氧化铁胶体中晶出，与褐铁矿紧密连生，呈粒状集表1矿石的多元素分析结果Table 1The multi-element analysis of run-of-mine ore %元素质量分数Zn11.99Pb 2.92S 3.59Fe11.03SiO 220.69CaO16.60MgO 0.99Al 2O 310.98表2铅、锌物相分析结果Table 2The chemical analysis results of lead ，zinc phase%相别含量占有率氧化铅1.7358.46硫化铅0.9532.09铅铁矾0.289.45总铅2.96100.0铅氧化率67.91氧化锌8.9977.84硫化锌2.4120.87其它锌0.151.29总锌11.55100.0锌氧化率79.13表3主要矿物相对含量Table 3The compose and relatively contect of mineral%矿物含量方铅矿1.19铅矾0.05白铅矿2.64闪锌矿3.86菱锌矿13.95异极矿4.64黄铁矿、白铁矿2.97褐铁矿21.33石膏1.83石英、方解石等47.54合体在褐铁矿中浸透分布；其三，菱锌矿晶粒集合体交代闪锌矿而充填于石英砂粒间缝隙中。
菱锌矿嵌布粒度极不均匀，粗粒聚晶集合体可达数厘米，细粒者为0.01mm。
菱锌矿结晶粒度细微也是该矿石特点之一，晶粒大小一般为0.001~0.06mm。
异极矿的数量远少于菱锌矿，异极矿与褐铁矿紧密连生，呈板状、放射状集合体充填于褐铁矿溶蚀孔洞或脉石中，或呈皮壳状与褐铁矿共生。
异极矿无色透明，与褐铁矿相连的异极矿呈褐红色。
白铅矿在氧化程度较深的矿石中多见，与褐铁矿密切共生，呈微晶集合体不规则粒状嵌布，或呈板状晶嵌布于脉石中。
少量白铅矿与菱锌矿一起作为胶结物充填于石英砂粒之间。
粒度一般为0.02~0.3mm。
2条件试验研究2.1原则流程的选择针对该矿石的特点，确定首先浮硫化矿物，再浮氧化矿物，且先铅后锌的优先浮选流程，因矿石中还有部分氧化较严重的黄铁矿，这部分黄铁矿可浮性较差，需单独脱硫，故选择图1所示原则流程进行选别。
2.2硫化矿的浮选鉴于该铅锌矿中硫化矿易选，且该矿石以氧化铅锌矿为主，因此，试验工作主要以氧化铅锌矿的选别为主。
对硫化矿的浮选采用常规药剂进行，试验结果见表4。
由表4结果和原矿的铅、锌物相可知，硫化矿部分已经回收较好。
2.3氧化铅浮选试验2.3.1调整剂试验氧化铅的选别采用硫化—黄药法回收，由于矿石中含泥量较大，特别是褐铁矿矿泥多，硫化前的分散和对脉石的适当抑制非常重要。
选择抑制剂KA和六偏磷酸钠（后简称六偏）作为氧化铅浮选的调整剂。
调整剂试验结果见表5。
由试验结果可见，矿浆的适当分散和对脉石的适当抑制对氧化铅的回收影响很大，以六偏50g/t+ KA3000g/t对氧化铅的回收较佳。
2.3.2硫化剂试验采用硫化钠作硫化剂，硫化钠试验的结果见表6。
由表6可见，随着硫化钠用量增加，氧化铅粗精矿的铅品位和铅回收率均提高，硫化钠用量以3000+2000g/t为宜。
原矿磨矿硫化铅浮选硫化铅精矿硫化锌浮选硫化锌精矿脱硫硫精矿氧化铅浮选氧化铅精矿氧化锌浮选氧化锌精矿尾矿图1选别原则流程Fig.1The principle flowsheet of flotation 表4硫化矿选别结果Table4The results of sulfide ore flotation test%硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫粗精矿选硫尾矿合计产品名称产率3.528.533.7184.24100.0Pb品位回收率Zn Pb Zn30.672.852.741.983.0910.324.899.5010.9612.0734.857.853.2854.02100.03.0017.582.9276.50100.0表5调整剂试验结果Table5The results of regulator flotation test%100+100050+200050+300050+4000六偏+KA用量/（g·t-1）氧化铅粗精矿对原矿产率13.606.006.825.98铅品位5.4014.1414.5010.36对原矿铅回收率25.7929.2931.5422.57表6硫化钠试验结果Table6The results of Na2S agent test%1500+5002000+10003000+20004000+2000硫化钠用量（粗选+扫选）/（g·t-1）氧化铅粗精矿对原矿产率4.936.336.826.15铅品位7.5611.6014.5015.26对原矿铅回收率13.0425.7931.5432.072.4氧化锌浮选试验氧化锌采用硫化—胺法回收，采用硫化钠作硫化剂，胺类捕收剂CA 作主要捕收剂进行试验。
2.4.1捕收剂对比试验氧锌灵是我院新近研制的一种氧化锌捕收剂，它对难选的氧化锌矿物比较有效，是氧化锌浮选的有效辅助捕收剂。
捕收剂对比试验结果见表7。
试验结果表明，氧锌灵的加入能提高锌回收率4.54%，对氧化锌的捕收有益。
2.4.2加温对比试验加温是强化硫化过程的有效措施之一。
加温对比试验结果见表8。
表8结果表明，适当加温，不仅可以大大降低硫化钠用量，还可以大大缩短硫化钠搅拌时间，说明加温对该氧化锌的选别十分必要。
2.4.3硫化钠用量与加温温度试验由前面试验结果可以看出，硫化钠用量和加温浮选的温度对氧化锌的选别指标十分关键，因此，对上述两个因素进行了考察，试验结果见表9。
表9试验结果表明，在相同温度下，硫化钠用量由25kg/t 增加到30kg/t ，氧化锌精矿品位均提高3%~4%，锌回收率保持不变；在硫化钠用量相同的条件下，随着矿浆温度的升高，氧化锌精矿品位和回收率均提高。
由此可见，在一定范围内，增大硫化钠用量和提高矿浆温度对氧化锌的回收均有益。
综合考虑经济因素，选择30kg/t 和60℃为本次氧化锌浮选的最佳硫化钠用量与加温温度。
3全流程试验研究在前面试验的基础上，进行全流程试验研究。
其中，硫化铅浮选采用一次粗选、三次精选、一次扫选，硫化锌浮选采用一次粗选、三次精选、一次扫选，脱硫浮选采用一次粗选、一次扫选，氧化铅浮选采用一次粗选、三次精选、一次扫选，氧化锌浮选采用一次粗选、一次精选、三次扫选的试验流程。
3.1磨矿细度试验对该矿样进行磨矿细度试验，试验结果见表10。
由表10结果可见，随着磨矿细度的增加，尾矿的铅锌品位均随之降低，在磨矿细度为-74μm 占68%时，由于各矿物间互相解离不够，特别是硫化矿，上浮的不理想，铅锌在尾矿中的损失严重；在磨矿细度为85%-74μm 时，随着矿浆中泥量的增加，影响了矿物间的分离，造成各产品互含较表7捕收剂对比试验结果Table 7The results of colectors comparative test%CA （150+100）+松醇油（20+20）CA （150+100）+氧锌灵（80+20）捕收剂及用量（粗选+扫选）/（g ·t -1）氧化锌粗精矿对原矿产率23.3328.25锌品位25.6923.44对原矿锌回收率52.9757.43表8加温对比试验结果Table 8The results of heating comparative test%温度/℃氧化铅粗精矿对原矿产率铅品位对原矿铅回收率其它条件硫化钠40kg/t ；搅拌时间40min 硫化钠30kg/t;搅拌时间10min28.2528.84256023.4423.8357.4358.46表9硫化钠用量与加温温度试验结果Table 9The results of Na 2S dosage and heatingtemperature test%氧化锌粗精矿对原矿产率32.4037.8430.0035.5728.84锌品位20.7118.0822.8219.8623.83对原矿锌回收率55.3155.5155.7458.7858.46用量/（kg ·t -1）2025302530加温温度/℃5550506060表10磨矿细度全流程试验结果Table 10The results of grinding fineness test%硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫化铁粗精矿氧化铅粗精矿氧化锌粗精矿尾矿原矿硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫化铁粗精矿氧化铅粗精矿氧化锌粗精矿尾矿原矿硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫化铁粗精矿氧化铅粗精矿氧化锌粗精矿尾矿原矿2.175.873.604.2337.7346.40100.05.267.795.456.8237.0037.68100.04.299.075.988.3837.0135.27100.0产品名称产率品位Pb Zn Pb Zn回收率磨矿细度/-74μm6839.074.364.4913.381.661.283.0520.022.512.6614.501.100.923.1423.612.332.1710.960.910.652.8411.5628.4314.137.3519.823.9312.0410.5126.509.658.3322.581.7012.7111.5323.969.768.4920.341.6212.0627.818.405.3018.5820.4919.42100.033.616.234.6231.5412.9811.02100.035.737.454.5732.3611.828.07100.0 2.0813.874.232.5862.1115.13100.04.3516.254.144.4765.745.05100.04.1118.034.845.9062.404.72100.07585多，影响了各产品的有效回收，初步确定本次矿样较合适的磨矿细度为-74μm 占75%。