铅锌混合精矿分离技术

铅锌混合精矿分离技术

在铅锌（硫）矿石浮选中，混合浮选和等可浮选流程占有相当比重。

混合浮选适用于铅锌含量不高、硫化矿物共生关系密切、嵌布较细以及磨矿时从脉石矿物中解离出的硫化矿物易成连生体的矿石，其主要优点是节能。等可浮流程的突出特点是充分利用矿物天然可浮性差异，因此避免了优先浮选和混合浮选物可浮性不加区别地强行抑制或强行活化的缺点，比较适应矿石性质的变化。近年来，等可浮流程在我国获得了引人注目的发展。

在混合浮选和等可选浮流程中，混合精矿分离是关键作业，国内、外选矿工作者进行了广泛的研究，制定了多种生产上行之有效的分离方法，主要方法见表1。下面择要介绍混合浮选精矿和等可浮选精矿分离方法的新近进展。

表1 铅锌（硫）混合精矿的主要分离方法

第一部分混合浮选精矿的分离

一、硫酸锌-亚硫酸盐法

瑞典津克格鲁万铅锌选矿厂采用该法分离混合精矿的日处理能力平均2500吨，以铅锌混合浮选-铅锌分离流程进行生产。目前年产锌精矿11.3万吨，铅精矿1.3万吨。

根据铅锌嵌布粒度微细的特点，该厂采用了混合浮选精矿多段细磨多段精选工艺流程（用硫酸盐抑锌浮铅）。其概况如下。

分级溢流加硫酸铜活化锌，用硫酸调节矿浆pH值在8以下，用戊黄药和异丙基黄药混浮铅锌。铅锌混合精矿再磨后，用氢氧化钠调节矿浆pH到10.6，加硫酸锌和亚硫酸钠抑制闪锌矿，以少量异丙基黄药浮方铅矿得铜粗精矿。选矿指标如表2，药剂消耗如表3。

表2 铅锌选矿指标（%）

表3 药剂消耗

二、石灰-硫酸锌法

凡口铅锌矿曾采用全浮铅、锌、硫，然后用石灰-硫酸锌组合抑制剂抑锌、硫浮铅，再加少量硫酸铜活化锌，以石灰抑制黄铁矿使锌、硫分离，分别得到铅、锌、硫三个精矿。流程和药剂详见图1。该流程的优点是节能，选矿指标较好，药剂品种和流程结构较简单，操作管理也较方便。

三、石灰法

山东某矿是一个含有金、银、铅、锌、硫的多金属复合矿床。原矿含（克/吨，%）：Au4.85、Ag27、Pb0.92、Zn1.54、S4.54。金属矿物主要为黄铁矿、闪锌矿和方铅矿，脉石主要为石英和长石等。

长沙研究院针对该矿石中存在两种不同含金量的黄铁矿的特点，为选厂设计提供了全浮-高碱度分离浮选流程，既先全浮硫化矿，然后在石灰造成的高碱度介质中从全浮精矿内分离出含金低的黄铁矿，从而在获得富集有金银的较高品位的铅锌混合精矿（符合密闭鼓风炉冶炼的要求）的同时，产生一个硫高金低的硫精矿。

四、铅锌异步混合浮选

为了给韶关冶炼厂密闭鼓风炉冶炼工艺提供高品位铅锌混合精矿，北京矿冶研究总院根据凡口铅锌矿石中铅、锌、铁矿物的特性，积多年研究经验，制定了既能保证铅锌矿物有充分的上浮机会，以使黄铁矿受到抑制而尽量少地进入混合精矿的铅锌异步混合浮选新工艺。其特点是：在整个铅锌混浮过程中，人为地、分阶段地控制矿pH值、抑制活化条件和捕收剂作用强度等因素，从而有效地控制了方铅矿、闪锌矿和黄铁矿的浮游速度，确保铅锌矿物不同步地在各自适宜的浮选条件下最充分地发挥其特有的浮游性。同时，在闪锌矿用硫酸铜滞后活化的条件下，可有利于绝大部分浮游性较差的方铅矿优先充分上浮，而以使闪锌矿的总浮游性不减。在上述情况下，新工艺获得了较好工业试验指标（%）：混合精矿品位54.5（Pb13.94、Zn40.56），回收率186.69%（Pb89.04、Zn97.65）。

似可认为，异步混浮工艺是等可浮概念的延伸和发展。

五、二氧化硫

日本丰羽铅锌矿在铅硫混合浮选时，用SO2，气体抑锌，铅硫混合再磨后用氰化物进行铅硫分离（抑硫），混浮作业的槽内产品经再磨浮锌，最终分别获得铅、锌、硫三个合格精矿。

六、硫酸化-浮选

印度尼西亚的鲁曼加矿石是一种典型的难选矿石，主要硫化矿物有黄铜矿、闪锌矿和方铅矿，其中前两种呈细粒浸染状存在，要使它们解离就需细磨。

由于浮选法很难使该矿石分选，日本T.WaKamatsa等先将混合精矿进行完全硫酸化处理，随后进行抑铅浮铜使之分离。

他们根据不同温度下上述三种矿物酸化反应的标准自由能计算表明，当用硫酸处理铜-铅-锌混合精矿时，闪锌矿在最佳条件下完全被硫酸化，并生成可溶性硫酸锌。此后，在铜-铅优先浮选阶段，由于方铅矿从硫化铅转变成硫酸铅，因而受到了抑制。

试验用的混合精矿含（%）：Cu4.7，Pb12.3，Zn31.5，Fe13.4，不溶物5.76。试验流程为：鲁曼加矿石→混合精矿→硫酸化处理→过滤→滤液（滤渣）→浮选→[泡沫（铜）、尾矿（铅）]。选择性浸出闪锌矿的最佳条件为：硫酸浓度60%，温度100℃，处理时间40分钟以上，此时锌的浸出率为99%，铁和铅的浸出率分别低于3.5%和1.5%，黄铜矿未被硫酸化（滤液中未检验出铜）。为了有效地抑制硫酸化后的方铅矿，其处理时的温度非常重要，当用60%的硫酸在高于140℃的温度下处理1小时，使混合精矿硫酸化后再对浸渣进行浮选，此刻铜的加收率为94%，铅的回收率为83%。

作者认为，对鲁曼加这样的不能直接用常规浮选法选别的难选矿石来说，硫酸化-浮选联合流程是适宜的处理方法之一。

七、选择性溶铅-浮选分离铜锌

在某些矿石中，锌与铜矿物的浮选分离不存在困难，且回收率不低；而铅有时却很难有效分选，因其一部分进入闪锌矿或黄铜矿的精矿（使商业价值下降），另一部分损失于黄铁矿尾渣中，只有一小部分铅（以及共生的银）回收为低质精矿，而使之难于销售，因此，铅的回收率一般只有60-70%。

法国矿石金属研究所采用选择浸铅-浮选分离铜锌法处理这类难选矿石，其原则流程见图2，试验结果表明，在氯化物介质中直接浸出铅，回收率可提高到80-85%。

图2 选冶联合流程

第二部分等可浮选精矿的分离

近年来，等可浮流程在国内外，尤其在我国的若干铅锌选厂获得了成功的应用，等可浮精矿的分离方法也在不断发展。下面扼要介绍国内的几个实例。

一、高碱度分离法

1、高碱度下用硫化钠-硫酸锌-硫代硫酸钠的分离法

水口山选矿厂在用等可浮流程的铅、锌、硫分离作业时，在石灰造成的高碱度介质中，混合使用硫化钠-硫酸锌-硫代硫酸钠抑制锌矿物和黄铁矿，用硫氮9号为捕收剂浮选方铅矿，实现了无氰浮选，其指标与有氰浮选相近（见表4）。

表4 1981年3-12月无氰浮选生产指标（累计）

1980有氰浮选生产指标（锌累计）