锌矿石价格一如既往的受到众多生产商时时刻刻紧密的关注,而锌矿石价格则由于种种原因,并不稳定.位于甘肃省东南部的成县矿产资源非常丰富，主要以锌矿为主，“西成矿带”已探明的铅锌矿储量达３２０多万吨，是全国第二大锌矿带。锌矿是一种有色金属，我国紧缺矿种之一，由于用途广泛，需求量非常大，目前价格已与国际接轨，中国已探明的储量仅可以开采10年左右。铅锌矿  铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金.锌矿石价格作为影响锌价格的重要标杆,市场上有关于锌矿石价格的咨询也是越来越多. 

铅锌矿石价格是很多铅锌矿石投资人士、很多铅锌矿石企业关注的焦点，及时掌握铅锌矿石的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在铅锌矿石投资交易中获得成功的关键。     2010年7月7日讯，现货铅锌矿石价格14650-14850元/吨，上涨50元/吨。伦铅连续五天基本持稳，虽然国外市场局势动荡，全球经济复苏脚步渐渐放缓，但在没有明显利空消息之际，铅市的形势还是比较稳健。国内现货铅锌矿石价格价格跟随伦铅市场基本报平，成交量也一直在中等偏上水平徘徊。    虽然美国非制造业数据逊于预期，由5月的55.4下降至53.8，引发业内对美国经济前景的担忧，但与此同时也利空美元，从而提振了金属价格。伦敦三个月期铅收报每吨1780美元，较前一个交易日涨15美元，最新库存为189350吨，减275吨，现货/三个月铅贴水25-贴水21美元。    伦敦金属市场走势昨日涨跌互现，但三个月期铅表现尚可。美元指数则在上周因美国就业数据疲弱走低后，今日在迟滞交投中持稳。美元走软令金属价格对欧洲投资人更为便宜。另外，对本周将要公布的中国贸易数据，市场也给予了一定关注。有分析师认为：中国周六公布的贸易数据预计将显示金属进口减少，但上海库存降低以及6月套利窗口打开可能已吸引了一些买盘。伦敦三个月期铅收报每吨1765美元，较前一个交易日涨12美元，最新库存为189625吨，减75吨；现货/三个月铅贴水27-贴水23美元。现货铅锌矿石价格今报14600-14800元/吨，持平。伦铅昨日抗跌持稳，守住1750美元关口。现货市场上交投比较平静，成交总量一般。有业内人士表示，目前铅锭货源充足，但下游采购偏向低价铅，因此总体而言，市场上高价铅更多一些。    对于下半年铅锌矿石价格波动的区间，近六成的代表认为在1．3–1．6万元/吨，这是2010年成都铅锌峰会近200名代表现场投票的结果。此外，有14%的代表认为下半年铅锌矿石价格在1．4–1．6万元/吨；23%的代表认为在1．4–1．7万元/吨；除了价格预测外，到会的代表还对铅行业的其他热点问题进行了投票。据统计，60%的参会代表认为铅锌矿石价格上下两难的状况仍将长时间延续；32%的代表认为铅期货的出现将改变铅锌矿石价格上下两难的局面；8%的参会代表认为铅在近年内将实现供需平衡，结束铅锌矿石价格上不去下不来的状况。    更多关于铅锌矿石价格的资讯，请登录上海有色网查询。 

随着世界矿产资源的大量开发，矿石开采量日益 增长，原矿金属含量日趋下降。为了保证金属产量的稳定生产，满足国民经济在有色金属方面的需要，进行了强化开采，使大量围岩和脉石矿物混入矿石，从而贫化原矿出窿品位。为了降低选矿比和选矿成本，减少磨矿和选矿费用，原矿在进入磨矿作业之前就得进行预先富集，抛弃部分废石。    近年来，我国由于一些难采矿床的采矿方法不过关，资源损失严重，采矿损失率高达30%，贫化率高达30%。按目前采出矿石量和历史上达到的贫化率水平计算，每年无效地多入选废石200～300万吨，少产金属1～1.5万吨，多耗选矿费用2000多万元。    随着国民经济对矿物原料需求的不断增长，必须开发利用低品位贫矿石，矿山工作的机械化和应用生产能力高的矿山开采系统，亦进一步导致矿石的贫化。不可避免地降低矿石中有用组份的含量。要解决上述问题，有以下二个方向：    第一、在技术上选厂采用高生产能力、大型设备，代替现有的设备。    第二、在工艺上完善和采用适应于低品位矿石的选矿工艺。首先力图减少选厂最吃力的环节——磨矿的处理量。采用矿石预选可以改善矿石的准备作业，防止大量围岩、废石进入碎、磨矿和分选作业，从而节省能源。    在国外铅锌矿石选矿中应用最广的预选方法是重介质选矿，其次为跳汰；其他一些预选方法（如γ—萤光选矿法等）则正在研究中。而我国预选却很少应用，是一个薄弱环节。

浮选法：是运用矿藏表面的物理化学性质差异来选别矿藏颗粒的进程，旧称浮游选矿，是运用最广泛的选矿办法。简直一切的矿石都可用浮选分选。 用浮选处理多金属共生矿藏，如从铜、铅、锌等多金属矿矿石中可别离出铜、铅、锌和硫铁矿等多种精矿，且能得到很高的选别目标。 浮选工艺：各种浮悬工艺的理论基础大体相同，即矿粒因本身表面的疏水特性或经浮选药剂效果后取得的疏水(亲气或油)特性，可在液-气或水-油界面发作集合。现在运用最广泛的是泡沫浮选法。矿石经破碎与磨碎使各种矿藏解离成单体颗粒，并使颗粒巨细契合浮选工艺要求。向磨矿后的矿浆参加各种浮选药剂并拌和谐和，使与矿藏颗粒效果，以扩展不同矿藏颗粒间的可浮性不同。调好的矿浆送入浮选槽，拌和充气。矿浆中的矿粒与气泡触摸、磕碰，可浮性好的矿粒挑选性地粘附于气泡并被带着上升成为气-液-固三相组成的矿化泡沫层，经机械刮取或从矿浆面溢出，再脱水、枯燥成精矿产品。不能浮起的脉石等矿藏颗粒，随矿浆从浮选槽底部作为尾矿产品排出。有时，将无用矿藏颗粒浮出，有用矿藏颗粒留在矿浆中，称为反浮选，如从铁矿石中浮出石英等。 浮选药剂：浮选时运用各种药剂来调理浮选物料和浮选介质的物理化学特性，以扩展浮选物料间的疏水-亲水性(即可浮性)不同，进步浮选功率。常用的浮选药剂分捕收剂、起泡剂和调整剂三大类。 捕收剂：自然界中除煤、石墨、硫黄、滑石和辉钼矿等矿藏颗粒表面疏水，具有天然可浮性外，大多数矿藏颗粒的表面是亲水的。为改进可浮性，需增加使矿藏颗粒疏水的捕收剂，即极性捕收剂和非极性捕收剂。极性捕收剂由能与矿藏颗粒表面发作效果的极性基团和起疏水效果的非极性基团两部分组成。当这类捕收剂吸附于矿藏颗粒表面时，其分子或离子呈定向摆放，极性基团朝向矿藏颗粒表面，非极性基团朝外构成疏水膜，使矿粒具有可浮性。 选别铜、铅、锌、铁、镍与锑等硫化矿藏时，常用各种有机硫代化合物作为捕收剂。具代表性的是： 1、烷基(乙、丙、丁、戊基等)二硫代碳酸钠(或钾)，如CH3CH2OCSSNa，又称，俗称黄药; 2、烷基二硫代磷酸或其盐类，如(RO)2PSSH，式中R为烷基，俗称黑药。烷基二硫代基盐以及黄药的酯类衍生物等，也是硫化矿藏常用的捕收剂。 起泡剂：具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子，定向吸附于水-空气界面，下降水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成气泡，并发生安稳的泡沫。起泡剂与捕收剂有联合效果，一起吸附于矿藏颗粒表面，促进矿藏上浮。常用的起泡剂有松醇油(我国俗称二号油)、酸、混合脂肪醇、异构的己醇或辛醇、醚醇类以及各种酯类等。 调整剂按用处不同分： 1、pH值调整剂。经过调理矿浆酸碱度，操控矿藏表面特性、矿浆化学组成以及各种药剂的效果条件，改进浮选效果。常用的有石灰、碳酸钠、和硫酸等。 2、活化剂。能增强矿藏同捕收剂的效果才能，使难浮矿藏遭到活化而被浮起。如用硫酸铜处理难于同黄药效果的闪锌矿，在矿藏表面构成硫化铜掩盖薄膜，能被捕收浮选;或用活化铅、铜氧化矿后，再用黄药浮选等。 3、按捺剂。进步矿藏亲水性或阻挠矿藏同捕收剂效果，使其可浮性遭到按捺。如用石灰按捺黄铁矿，用硫酸锌及按捺闪锌矿，用水玻璃按捺硅酸盐脉石等。运用淀粉，栲胶(单宁)等有机物作按捺剂，可使多种矿藏浮选别离。 4、絮凝剂。使矿藏细颗粒集合成较大颗粒，以加速其在水中的沉降速度;运用挑选性絮凝可进行絮凝-脱泥及絮凝-浮选。常用的絮凝剂有聚酰胺和淀粉等。 5、涣散剂。阻挠细矿粒集合，使之处于单体涣散状况，效果与絮凝剂相反，常用的有水玻璃、磷酸盐等。 浮选药剂的用量随药剂品种、矿石性质、浮选条件及流程特色等要素而改变。一般每吨矿石只用几克、数十克至数百克，也有多至数千克的。 浮悬机是浮选工艺的首要设备。由单槽或多槽串联组成，浮选中矿浆的拌和充气，气泡与矿粒的粘附，气泡上升并构成泡沫层被刮出或溢流出等进程，都在浮选槽内进行。 按拌和和充气办法的不同，可分5种： 1、机械拌和式。拌和和充气都由机械拌和器完成。有离心叶轮、星形转子和棒形转子等类型。拌和器在浮选槽内高速旋转，驱动矿浆活动，在叶轮腔内发生负压而吸入空气。 2、充气机械拌和式。除机械拌和外，再向浮选槽中充入低压空气。 3、充气式。靠压入空气进行拌和并发生气泡，如浮选柱和泡沫别离设备等。 4、气体分出式。用下降压力办法或先加压后降至常压的办法，使矿浆中溶解的空气分出，构成微泡。 5、压力溶气式。运用高压将充入的空气预溶于水，然后在常压下于浮选槽内分出，构成很多微泡。 浮选流程包含磨矿，分级，调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。有一段磨浮流程;分段磨矿-浮选的阶段磨浮流程;精矿或中矿再磨再选流程。浮选产出粗精矿的作业称粗选;粗精矿再选作业称精选;尾矿再选作业称扫选。收回矿石中多种有用矿藏时，不同矿藏先后浮选的流程称优先浮选或挑选浮选;先将有用矿藏悉数浮出后再行别离的流程，称混合-别离浮选。工业生产时有必要针对矿石的性质和对产品的要求，选用不同的药方和浮选流程。 铜矿浮选硫化铜矿藏常用黄药(捕收剂)，松醇油(起泡剂)和石灰(调整剂)等药剂处理后浮选，以与脉石及共生的硫化铁矿藏别离。大多选用优先浮选。氧化铜矿一般用活化后再加黄药浮选，或直接用脂肪酸作捕收剂浮选。 铅锌矿浮悬选用优先浮选流程时，用硫酸锌、按捺闪锌矿，用黄药浮选方铅矿;然后用硫酸铜活化并再加黄药浮选闪锌矿。选用混合浮选流程时，先用黄药将铅、锌矿藏同时浮出;再对混合精矿用硫酸锌、按捺锌矿藏，浮出铅矿藏。现在许多选矿厂选用及其盐类替代。

某铅锌萤石矿选矿试验方案 (--) 矿石性质研究资料的分析 根据表3-9化学多元素分析和表此矿属粗粒不等粒嵌布的简单易选硫化铅锌萤石矿。3-10物相分析结果可知主要回收对象为铅、锌、萤石。其它元索含悬甚微,无工业价位。铅、锌主要呈方铅矿、闪锌矿存在。铅锌氧化率均在10%以下。金属矿物呈粗粒不等粒嵌只有少量铅锌呈星点状嵌布在千枚岩中。大多数呈不规则粒状，其次呈自形和半自形布的立方体,并且大多数都是单独出现，在石英中呈粗粒或中细粒嵌布。矿石以块状构造为主。故此矿石的嵌布特性和嵌镶关系结构、构造等均有利于破碎、磨矿和选别,属简单易选矿石。   (二) 试验方案的选择 根据所研究矿石的性质选择了如下三个方案: (1) 优先浮选流程 据矿石性质研究结果可知，此矿石属粗粒不等粒嵌布的简单易选硫化铅锌萤石矿。方铅矿和闪锌矿的结构构造、嵌布特性和嵌布关系都有利于选别，磨矿时易于单体解离，不需要细磨,加上方铅矿的可浮性很好,天然的闪锌矿较易浮选，这都是采用优先浮选的有利条件。萤石可从硫化矿浮选尾矿中用浮选回收。 (2)铅锌混合浮选流程 铅锌混合浮选的主要矛盾是铅锌分离的问题，混合精矿分选时，要除去过剩的药剂，处理手续繁杂。若混合浮选指标与优先浮选指标接近,则应首先考虑优先浮选流程。 (3)重介质跳汰浮选联合流程 该矿石属粗粒不等粒嵌布，如方铅矿颗粒一般为1~5毫米，最大可达20毫米; 闪锌矿颗粒一般为2~10毫米，最大可达22亳米，再加上比重较大，故可考虑采用重选。进行比重组分分析，采用的重液HgI2和KI,其比重为2.65,分选给矿粒度25~3可以丢掉占原矿25~32%的废弃尾矿，废弃尾矿品位:Pb0.01~0.2%、Zn0.17~0.14%、CaF21.1~4.2%。表明本矿石可采用重介质选矿丢尾。通过显微镜观察、重力分析等均证明在较租粒度下也可得合格精矿，故决定先按如下两方案进行试验: 1) 将矿石中-25+3亳米的级别进行重介质选矿，以丢弃部分废石。 2 )用跳汰分选出合格精矿，并除去一部分废弃尾矿。进行跳汰试验时,可以将原矿直接跳汰;也可将原矿经重介质分选后所获得的重产物再进行跳汰。 跳汰试验结果表明，获得高品位铅精矿(78%) 比较容易，获得高品位的锌精矿很困难，获得合格的萤石精矿及有用金属含量在0.2%以下的废弃尾矿则是不可能的，同时给矿粒度最大不能超过12毫米。 矿物监定结果表明，不能获得高品位锌精矿的主要原因，是由于已解离的闪锌矿不能很好地与重晶石及萤石分开;不能获得废弃尾矿的原因，是由于尾矿中的脉石含有扁状晶粒和星点状嵌布的方铅矿及闪锌矿占10~15%左右，并且绝大多数与石英连生，即使将它磨至0.5~1毫米，也不易解离，因此不可能采用跳汰法丢尾矿。跳汰可产部分精矿，不能废弃的尾矿可进行浮选试验。合理的方案应该是经重介质(比重2.65)分选后的重产物用跳汰回收粗颗粒的铅和锌精矿，然后将重选尾矿和未进重选的细粒物料送浮选。试验结果表明，重浮联合流程同单一浮选流程指标相近，但可在磨矿前丢去25~32%的废弃尾矿，减少磨矿费用，降低生产成本。 优先浮选和混合浮选两个方案对比,二者指标相同，磨矿细度也相同，而前者的操作比较容易控制，因而推荐优先浮选流程。 原试验报告最终推荐两个方案供设计部门考虑即： 1)重介质-跳汰-浮选联合流程 2 )单一浮选流程(优先浮选)程; 实际上由于重浮联合流程主要优点仅仅是可以减少磨浮段的处理量，指标并未提高,而浮选所需磨矿粒度较粗，过粉碎问题不突出，因而不一定要用跳汰法回收粗粒精矿，可考虑用较简单的重介质-浮选联合流程和单--浮选流程。由于重选丢去的尾矿量不多，加上当时国内尚缺乏重介质选矿的经验，设计部门最后没有采用重浮联合流程，而是选用单一浮选流程。多年生产实践证明，该流程基本上是合理的。   从国内情况看，选别铅锌矿通常以浮选法为主，一般采用混合浮选、优先浮选流程，少数选厂采用等可浮流程。个别选厂采用重选-浮选联合流程。目前在我国混合浮选与优先浮选流程几乎各占一半。多数为一段磨选，个别厂采用粗精矿再磨或混精再磨流程。

铜、锌矿中的矿藏组成较杂乱，不只铜矿首要呈含铁的黄铜矿或斑铜矿，而且锌矿亦多呈难浮的铁闪锌矿，加上很多的黄铁矿及磁黄铁矿，因而使铜、锌的分选条件愈加杂乱，在浮选铜锌矿石时，常选用两种浮选计划：优先浮选、混合浮选。 （1）优先浮选 在铜的浮选中，铜浮选尾矿参加石灰进步pH值按捺硫化铁矿，一起参加硫酸铜活化闪锌矿，用丁基黄药、二号油浮选闪锌矿。锌浮选尾矿如其间含满足收回的硫铁矿，加硫酸活化之，然后用丁基黄药选出硫精矿。 （2）混合浮选 浮选前进行粗磨矿，用丁基黄药、浮选油（起泡剂）选出铜锌硫的混合精矿。随后将混合精矿进行细磨，用和活性碳脱去混合精矿中的过剩药剂，然后按一般办法进行铜、锌硫的别离。选铜时用、硫酸锌，选锌时加石灰、硫酸铜、黑药，选锌后的尾矿即为硫精矿。是剧剂，用量稍多会形成严峻污染，故近来多用二氧化硫作为闪锌矿的按捺剂。 国内一些选矿厂在处理铜、锌多金属硫化矿方面，通过长时间研讨，选用优先浮选铜后，进行锌硫混合浮选，然后进行锌、硫别离。这种工艺比本来顺次优先浮选工艺，可进步锌、硫收回率，下降药剂用量，特别是取消了硫酸后，减少了对设备的腐蚀。

1.铅—锌分选 铅—锌别离办法较简略的是运用硫酸锌就获得满足的成果。但是，这种状况很少见到。这是因为铅锌矿石除了闪锌矿有时被铅和钙离子污染之外，还常常伴生有黄铁矿。特别是一种黄铁矿类型的铅锌矿石的硫锌矿石，硫化铁含量达60～70%以上。这样，仅用硫酸锌难以将铅与锌、硫矿藏别离而获得较好的分选作用。此外，在外理铅—锌～铜或铅—锌—铜～硫矿石时，当矿石中含有次生硫化铜矿藏时，矿浆中很多铜离子活化闪锌矿，在这种状况下更难用上述办法使之按捺。从国外选矿实践来看，铅锌别离仍以抑锌选铅的化工艺为主，其间以—硫酸锌法更为遍及，其次是—法。后者对次生铜含量较高，含泥较多的矿石往往能获得较好的分选作用。 加拿大诺娃士柯蒂亚新建的盖斯河铅锌选厂(日处理矿石量为1500吨)。处理碳酸盐型铅锌矿石(含2.8%铅、4.2%锌)，在铅、锌分选作业中，选用硫酸锌—工艺，铅精矿档次达72%，铅收回率为94%，锌精矿档次达62%，锌收回率为92%，锌精矿中氧化镁含量仅0.35%。苏联一个铅、锌氧化率高，并含有较多次生铜的萨拉伊尔斯克铅锌选厂在选用化工艺(硫酸锌——)的基础上补加硫酸铵和硅酸钠，对进步铅、锌收回率，尤其是氧化铝的收回率特别有用。 铅锌分选的无工艺除了在日本各选厂中遍及运用的法(包含SO3)和钠(澳大利亚北布罗肯—希尔)外，苏联米苏尔铅—锌选厂则选用氮化物—硫酸锌的分选工艺，近一、两年来，日本和苏联别离报道了两种铅—锌分选新工艺。日本中广吉孝等人指出，将铅—锌混合精矿在30℃条件下，用17%H2SO4溶液酸化拌和7～10分钟，使方铅矿表面遭到H2SO4作用后生成PbSO4而遭到按捺，为铅—锌分选发明了抑铅选锌的新工艺。苏联克瓦幸斯克铅— 锌选厂选用高锰钾彻底替代、不只进步了铅精矿档次，下降了铅精矿中含锌量，并且还大大简化了药剂准则。 2.铜—铅分选 铅—锌—铜(硫)矿石的分选工艺中，除了铜—铅与锌—(硫)别离工艺根本与铅—锌别离工艺相同外，首要问题会集在铜—铅混合精矿的别离工艺上。铜—铅别离工艺根本上有三种，即抑铜选铅的化法，抑铅选铜的重铬酸盐和(及其盐)法。现在，各国铅锌多金属矿石选厂逐步扔掉传统的化法和重铬酸盐法，以防止贵金属被溶解，防止含、含铬的污水。 对黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿不具按捺作用。因为其对铜矿藏表面的清洗，因此有活化铜矿藏的作用。盐对未被化的纯洁方铅矿，在矿浆pH值 5今后遭到激烈按捺。在相同盐1.5公斤/吨用量的状况下，跟着方铅矿表面氧化程度的加深，方铅矿被按捺得更凶猛。 盐对铜、铅矿藏的上述选择性按捺作用，广泛地应用于铜铅别离工业生产，因为铜铅别离前，矿浆经拌和、浮选充气等进程，方铅矿表面都不同程序地被氧化，因此可被盐按捺。在生产实践中，盐(或)多与其它按捺剂组合，有利于进步分选作用和安稳性。几种首要的组合办法如下： (1)二氧化硫、淀粉法 美国圣桥矿藏公司、旧金山矿、麦格芒物和加拿大布伦兹维克选厂均选用此法。圣桥矿藏公司所属勃拉息—克里喀、弗菜圈，洼衣畔纳姆等选厂所处理的铜铅锌矿石，其铜铅份额一般为30：1～50：1，乃至到达10：1～100：1。铜铅别离选用二氧化硫和淀粉法。别离前加荷性化淀粉0.25～0.5公斤/吨混精，二氧化硫1.5～3公斤/吨混精，操控矿浆pH值4.5～5，拌和3～5分，能够抑铅选铜。二氧化硫和淀粉的用量要恰当，若二氧化硫不行，淀粉将按捺铜。 (2)、矿浆加温法 在弱酸性回路中，吸附于方铅矿表面的捕收剂随矿浆加热到60℃以上而优先解吸，而吸附于黄铜矿上的捕收剂乃至将矿浆加热到70℃也不解吸。日本花岗堂屋敷和松峰等选厂均选用矿浆加温法。铜铅混合精矿吹入蒸汽，矿浆温度升至60℃后进行铜铅别离。小坂内之岱选厂原矿档次铜1.5%铅1.6%、锌4.9%。选用二氧化矿和氢氧化钙操控矿浆pH为5.5，进行铜铅混合浮选。其铜铅混合精矿加温至70℃，矿浆pH为5.5，浮铜、抑铅。获得铅精矿档次26%、铜收回率81.8%;铅精矿档次58.1%，铅收回率70%。 (3)——法 该法对含黄铁矿高、泥多、次生硫化铜高的矿石，可得到较好的成果。 (4)硫代硫酸钠(Na2S2O3)—法 该法能按捺被铜离子激烈活化的方铅矿、对成分杂乱的矿石进行有用别离。苏联捷略诺夫斯克选厂原矿成分杂乱，含有原生、次生硫化铜和氧化铜矿藏，方铅矿受铜离子激烈活化。为替代，用一般盐法均未获得成效。米哈诺布尔研究院提出了用Fe3+—S2O32-法能够对混合精矿获得安稳的分选作用，1977年在捷略诺夫斯克选厂进行了抑铅选铜的工业实验，获得了较好目标：铜精矿档次30.27%、别离作业收回率90%;铅精矿档次68.5%、作业收回率97%。1979～1980年经改进后，用硫代硫酸钠、作方铅矿抑剂又进行了一系列半工业和工业实验，证明对含次生铜和氧化铜为20～25%的硫化矿石，能够进行有用别离，获得较高目标。 (5)Nuchar 别离办法 此法为十四届世界选矿会议上提出的新别离办法，当处理难选的、低档次的铜铅混合精矿时，选用—加热法或重铬酸盐等按捺剂的按捺作用，随别离给矿中闪锌矿和黄铁矿含量的添加而急剧下降。当选用—加热法时，脉石矿泥的存在， 则下降铜的浮游速度。新的别离办法是将铜铅混合精矿用活性炭脱药，加剧和水玻璃的等量混合物拌和，再加CMC抑铅选铜。与二氧化硫—加温法比较，半工业实验铜精矿档次由27.8%进步到28.7%，别离作业铜收回率由92.9%进步到94.7%，铜精矿含铅由3.71%降到0.6%，别离作业铅的收回率由79.7%进步到97.4%。 其他办法不家南朝鲜第二莲花矿业的NaHSO3与遍及水泥合作的抑铅选铜工艺。苏联别洛乌索夫铜—铅混合精矿的别离选用H2SO4(800克/吨)抑铅选铜的工艺。以及印度拉贾斯坦的拉杰普拉—达里博矿床的铜含量较低的铜铅混合精矿(铅34.8%和铜5.5%)，分选实验提出方铅矿的有用按捺剂组合是碳酸、和柠檬酸的混合物的工艺等。 3.锌—硫分选 铅锌多金属矿石浮选工艺中，锌硫别离办法，从国内外选矿实践来看，大多选用石灰按捺硫化铁矿藏(黄铁矿和磁黄铁矿)。硫酸铜活化闪锌矿。单个选厂在锌硫别离时还选用少数。值得注意的是加拿大布伦兹威克12号选矿厂处理铜—铅—锌矿石运用二氧化硫下降pH值(4.5～4.8)，并用蒸汽加温办法从含铅、锌、铜和FeS2的混合精矿中仅浮选黄铁矿(浮选pH为5.0～5.3)，改进了分选作用，使铅精矿档次进步8%。西德梅根选厂运用相似的办法，将锌—硫混合精矿矿浆加温至80℃，用二氧化硫在pH为4.6条件下处理，按捺闪锌矿，浮选黄铁矿，使锌精矿档次进步7%，到达55%。

我国存在很多档次较低、且难处理的氧化铅锌矿石。针对氧化铅锌矿石矿藏组成杂乱，风化、泥化严峻，矿藏单体解离困难等特色，进行了选矿实验，以使这类矿石得到合理开发利用。 一、矿石性质 矿石中首要金属矿藏为白铅矿、铅矾、菱锌矿、褐铁矿、赤铁矿等，首要脉石矿藏为石英、方解石、白云石等。矿石化学多元素分析成果见表1，铅、锌物相分析成果见表2。铅、锌档次分别为2. 60%和4.26%。物相分析标明：铅矿藏首要是白铅矿，还有少数铅钒；锌矿藏则为菱锌矿及少数异极矿。矿石氧化程度较深。 表1  原矿化学多元素分析成果    %表2  矿石物相分析成果二、实验计划挑选 针对矿石的特色进行了前期探究实验。实验成果标明：选用硫化浮选法可回收矿石中的铅锌矿藏，脱泥浮选并不能有用改进浮选目标，相反却丢失很多微细颗粒铅锌矿，由于细泥中的白铅矿具有较好的可浮性，浮选前脱泥会使铅回收率下降，可通过添加调整剂减轻矿泥的影响。在不脱泥情况下，选用硫化－胺法浮选，可获得较好目标。 三、实验成果评论 （一）铅粗选条件实验 1、涣散剂用量对铅矿藏浮选的影响 依据条件实验成果，断定磨矿细度为－0.074mm占80%。矿石泥化比较严峻，需求参加涣散剂对矿浆进行涣散，消除矿泥的影响。在矿浆pH=9，用量2kg/t，硫酸锌与钠（质量比1∶1）混合用量1000g／t，乙硫氮+丁黄药用量80g/t条件下，涣散剂水玻璃用量对铅矿浮选目标的影响实验成果如图1所示。图1  水玻璃用量对铅矿浮选目标的影响 由图2可见：参加水玻璃可进步铅矿档次和铅的回收率；随水玻璃用量增大，铅精矿档次进步，但铅回收率下降。阐明水玻璃具有比较好的涣散效果，可以明显进步铅矿浮选目标，但用量过大时，对铅矿藏有必定按捺效果。图2  用量对铅矿浮选目标的影响 2、用量对铅矿藏浮选的影响 氧化铅矿藏的硫化效果直接影响选别目标：用量小，硫化效果不抱负；用量过大，又会按捺铅矿，下降铅回收率。从图2看出：随用量增大，铅粗精矿档次略有下降，这可能是矿浆碱性进步、黏度增大所造成的。铅粗精矿回收率在必定范围内随用量增大而进步，但用量过大时，铅粗精矿回收率呈下降趋势。归纳考虑，用量以4000g/t较适合。 3、按捺剂用量对铅矿藏浮选的影响 水玻璃用量400 g/t，用量4 kg/t，乙硫氮+丁黄药用量为100 g/t，硫酸与钠(1∶1)用量对粗铅精矿锌档次的影响实验成果如图3所示。图3  硫酸锌+钠(1∶1)用量对铅矿浮选的影响 由图4可见：随硫酸锌与钠混合物用量逐步增大，铅粗矿中锌档次逐步下降；混合物用量增大到800 g/t后，锌回收率与档次改变不明显。这首要是矿石含泥较多、机械搀杂所造成的。因而，硫酸锌与钠混合物的适合用量以800 g/t为宜。 4、捕收剂的挑选与用量 鉴于矿石性质较杂乱，单一药剂在浮选性能上存在某些缺点，故选用组合药剂作为捕收剂，并对几种组合捕收剂进行比照实验。这些组合捕收剂分别为乙硫氮+丁黄药、乙黄药+丁黄药、丁黄药+丁铵黑药，每种组合中2种捕收剂的质量比均为1∶1。实验成果标明：选用乙黄药+丁黄药组合，铅回收率最高，达64.88%，铅档次也达18.1%，归纳目标较好。混合药剂用量对浮选目标的影响实验成果如图4所示。可以看出，乙黄药+丁黄药组合的最佳用量为120 g/t。图4  捕收剂用量对铅浮选目标的影响 （二）锌粗选条件对浮选的影响 在丁基黄药用量200g/t，2#油用量60g/t条件下，调查活化剂硫酸铜用量对氧化锌浮选的影响，实验成果如图5所示。可以看出：随硫酸铜用量添加，锌档次下降，但回收率增大；当硫酸铜用量添加到600 g/t时，锌回收率添加不明显。故硫酸铜用量断定为600 g/t。图5  活化剂用量对锌浮选目标的影响 （三）闭路实验 铅浮选条件：用碳酸钠调矿浆至pH=9，水玻璃用量400 g/t，用量4 kg/t，混合黄药用量120g/t;锌浮选条件：硫酸铜用量600g/t，丁基黄药用量200g/t，2#油用量60 g/t。小型闭路实验流程为一粗一扫三精选；铅、锌给矿档次分别为4.26%和2.60。所得铅精矿档次45. 23%，回收率73. 51%；锌精矿档次40. 56%，回收率为72. 21%。 四、定论 氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，风化、泥化严峻，矿藏单体解离困难。选用硫化浮选法可有用富集铅锌矿藏。乙黄药+丁黄药对铅矿藏有较好的捕收才能和挑选性，适量的水玻璃有较好的涣散效果，可以明显改进铅矿浮选目标；硫酸锌+钠是锌的杰出按捺剂，硫酸铜可起到活化锌矿的效果，进步锌的浮选目标。

摘要:一般用脂肪胺捕收剂浮选氧化锌矿石。这种捕收剂需求联合使用和碳酸钠预先对氧化锌矿藏硫化。特别是对异极矿矿石，涣散剂是必要的。应该用燃料油和起泡剂来乳化捕收剂。浮选药剂用量很大是该矿石浮选的一个特色。在药剂准则中，对每一种药剂的份额需细心地优化。 关键词:泡沫浮选 浮选药剂 异极矿锌矿活化剂 捕收剂 涣散剂 概述 虽然在意大利和法国，前期的氧化锌矿山已经在闭，但巴西、、伊朗和澳大利亚由氧化矿石出产锌精矿还占有必定的份额。从第二次世界大战到20世纪80年代，意大利和法国在处理含异极矿的矿石工艺拟定的研讨中居领先地位。在这两个国家资源耗费完今后，这方面的研讨工作就停顿了。 巴西出产锌精矿的公司运营一个挖掘硅锌矿矿石的地下矿山和一个挖掘异极矿矿石的露天矿山。选矿厂用不同的选矿回路别离处理这两种矿石。浮选硅锌矿矿石的药剂准则为：用预先硫化氧化锌矿藏，用伯胺作为浮选捕收剂。浮选给矿不脱泥，浮选得到锌档次为44%，回收率为87%的精矿。 异极矿矿石需求用旋流器脱泥，浮选成果较差，精矿锌档次为38%，回收率为55%左右。在异极矿浮选回路中，用聚酸盐作为脉石矿藏的涣散/抑制剂。 在巴西对锌的需求一向稳步增长。为了战胜锌精矿产品的缺乏，进行了含泥异极矿矿石实验室浮选实验，以断定有用的涣散进程和适宜的浮选药剂准则。矿浆中矿粒的涣散关于这种矿石浮选选择性的进步是非常重要的。对矿石的性质进行了研讨， 以解说异极矿与硅锌矿浮选成果的不同。所取得成果对选矿厂的操作和其它异极矿矿石的研讨有必定的参阅含义。

拟定多金属矿石选矿工艺流程时，有必要考虑有较高的选矿目标和矿藏资源归纳利用程度。    为处理不同性质的矿石，生产上首要选用如下四种流程：    直接优先流程   铜、铅、锌顺次浮选的优先流程处理多金属矿石，能够习气矿石档次的改动，具有较高的灵活性，对原矿档次较高的原生硫化矿比较合适。    国外大多数铅锌选厂选用优先浮选流程。例如：欧洲最大的铅矿之一瑞典的Lalsvall铅—锌选厂所选用的分选流程是典型的优先流程。    全混合流程   这种流程习气原中硫化矿藏总含量不很高，硫化矿藏之间共生亲近，结构杂乱、嵌布粒度细的矿石。它能简化工艺，削减矿藏过破坏，然后有利于分选；能够通过进步单位时间内的处理量；运用强捕收剂、药剂的联合运用等手法强化浮选进程；有或许使铅、锌硫化矿与氧化矿浮选到一个混合精矿中；及时地与终究尾矿一同抛弃对分选有害的可溶性盐和细泥物质。苏联阿尔玛雷克铅锌选厂选用这种流程，取得比选用优先流程更为高的目标。铅精矿档次进步10%。锌精矿档次进步4.5%（绝对值），矿石的归纳利用率从75.4%进步到83.7%，劳动生产率进步一倍。    铜铅混合浮选流程   这是生产上运用最广泛的一类流程。当原矿中铜或铅的档次低时，往往选用这类流程比较经济。日本以处理杂乱硫化矿出名，工艺特色 是铜、铅、锌、硫顺次优先浮选，多段细磨，二氧化硫、矿浆加温等。如堂屋敷选厂处理的矿石为含次生铜20%以上的铜铅锌硫多金属矿，原矿磨矿后增加，调整pH值至4.5，再加石灰使pH值上升到6，进行铜铅与锌、硫分选。    等可浮流程   依据矿石中矿藏可浮性的好坏，顺次浮选出可浮性好的、中等的以及较差的矿藏群，然后再按需求进行别离浮选或精选，产出各种金属的精矿。苏联哲兹卡兹干铜铅矿不必按捺剂预先分出方铅矿、黄铜矿细泥，然后选出次生硫化铜，终究用丁基黄药、黑药在苏打介质pH为8.2～8.5时浮出粗粒铜、铅连生体。粗粒铜铅混合精矿再磨后与细粒合并用锌络合物别离，比本来的混选流程进步铜收回率1.8%；铅精矿含铜从5～6%下降到4%；用量下降30%。    世界各国绝大多数选厂都把进步矿石中各种金属的归纳利用程度作为革新工艺流程的要点。浮选流程的拟定首要取决于矿石的特征。流程结构的革新包含以下几个方面。    1.磨矿流程及磨矿地址    依据矿藏嵌布粒度和结构结构，常用的磨矿流程有下列几类：1）一段细磨或粗选尾矿再磨；2）中矿再磨；3）粗精矿再磨；4）混合精矿再磨。尤其是精选回路中的再磨（粗精矿、中矿再磨）流程最为常见，也是革新流程结构的首要方向之一。例如：选用中矿再磨流程的有澳大利亚新布罗肯—希尔、墨西哥奈 卡等选厂。选用粗精矿再磨流程的有西德梅根、西班牙鲁比阿列斯等铅锌选厂。阶段选其他有美国帮克尔—希尔—凯洛格。将中矿回来流程首部磨矿—分级回路的有加拿大斯特金湖、西德梅根等选厂。澳大利亚芒特艾萨公司选厂选用此流程，改进了铅、锌精矿档次和收回率。在选用中矿再磨流程时，应该尽量削减来矿点，并且，最好只磨扫选泡沫（因扫选泡沫的数、质量易于控制）。例如，日本神冈矿业所的鹿间选厂。    上述几种磨矿流程往往在一个选厂兼而有之，即便只要一种磨矿流程，也或许分段进行。比较典型的是日本丰羽选厂。它的矿石性质杂乱，再磨点达五处之多（流程见下图），但取得了榜首流的选矿目标。1981年下半年在原矿αpb =2.38%，αZn =8.27%，αs =13%的情况下，到达了铅精矿βpb =70%，εpb =89.5%；锌精矿βZn=57.5%，εZn=95.3%。[next] [next]     2.重介质预选（详见矿石的预选）    铅锌矿石浮选之前进行重介质预浮能够大起伏抛废（抛废量达35～40%），进步矿石的当选档次。在矿石档次逐步下降的情况下确保或进步金属收回率。铅锌矿石重介质预选—浮选流程日益被广泛运用。苏联列宁诺戈尔斯克选厂在重介质预选后，将重产品和细粒级矿石别离处理，使金属收回率进步2～2.5%，一同还下降了处理本钱。此外，象苏联兹良诺夫斯克和蒂克里斯克、美国巴布—巴恩斯、加拿大苏利万、西德梅根、日本细仓及以意大利玛苏阿的阿米—萨尔达（Ammi—Sarda）和波兰喔列库什（OⅡъкцⅢ）等硫化、氧化和混合铅锌矿选厂均成功地选用了重介质预选工艺。据最近报道，苏联选用包含重介质、浮选、化等工艺在内的联合流程处理含金、银的铅锌多金属矿石，取得了高目标。原矿含1.4%铅、3.9%锌、0.16%铜。铅、锌精矿档次别离为53.69%和61.6%。收回率别离为73.2%和93.7%，并能取得含铜13%、铅9.3%的中矿。金银的总收回率别离高达90.1%和90.2%。    3.分粒级浮选及中间浮选   （1）分粒级浮选   分粒级浮选能扩展细粒矿藏收回粒度的下限，并进步其分选功率，日本松峰选厂在处理矿藏浸染粒度细、易泥化、含泥多（有时高达30%）的“黑矿石”时，在铜—铅混合浮选第三次精选作业和铜—铅分选作业及锌精选、扫选作业均选用粒级浮选（合作温水作业）都能改进浮选目标，铜精矿档次由18.1 %进步到22%；铅精矿档次由48.5%进步到58.3%；铅、锌收回率都有较大起伏的进步，别离由27.5%和83.8%进步到40.7%和86.2%。   （2）泥、砂分选   这种流程是下降矿泥搅扰，进步分选功率的有用办法。苏联列宁诺戈尔斯克、兹良诺夫斯克、米苏尔等选厂，日本释迦内选厂均把脱除的原生矿泥独自选别，明显地改进了矿藏分选的选择性，使选厂目标得到明显改进。   （3）中间浮选   选用粗磨条件下的中间浮选是下降单体解离情况矿藏泥化的有用办法。如苏联阿尔玛雷克铅锌选厂在混合浮选头部浮选出部分泡沫产品，使其不经正常精选的前部作业而直接进入其终究阶段。米苏尔选厂选用中间浮选并合作运用非极性药剂，使铅、锌档次别离进步10.1%和2.5%；铅、锌收回率别离进步0.7～1.5和3.4～4.1%。    4.关于活性黄铁矿的搅扰及处理办法    不少铅锌矿石都存在必定数量浮选活性较好的黄铁矿，在传统的选铅作业条件下，它往往随方铅矿上浮，当进步pH按捺它时，方铅矿又随之受按捺，一同，闪锌矿又往往因pH值的进步而上浮，然后形成操作上拉不能拉，压又不能拉的情况，选矿目标往往因铅锌互含高而很不抱负，乃至运用很多也杯水车薪。因而，长期以来对这种与方铅矿可浮性附近的黄铁矿的搅扰，被看成是一个难于处理的问题。近十多年来通过不断的生产实践，探索到了下述几个处理办法。   （1）改动传统的有用矿藏的浮选次序    一般的铅锌矿石的浮选次序是方铅矿—闪锌矿—黄铁矿。而对具有上述特性的难选矿石，能够顺水推舟，爽性使黄铁矿先于闪锌矿而与方铅矿一同浮出，然后进行铅硫别离。日本的丰羽选厂，就是选用铅—硫混合浮选流程来处理那部份活性黄铁矿的搅扰，对另一部份可浮性一般的黄铁矿，仍放到骨干流程的后部去选别。在西德的梅根，其原矿中约有10%胶状黄铁矿可浮性也较好，1974年曾经用惯例浮选次序，只得到铅精矿为βPb=25%；εPb=37%的目标。1974年开端选用了特殊的高碱作业抑硫浮铅，浮铅后不是浮锌，而是先浮选胶状黄铁矿，再浮锌，终究再浮遍及的黄铁矿（见下图）。[next] [next]    （2）选用特殊的作业条件    关于上节所述矿石中部分活性黄铁矿的搅扰，在运用优先浮选流程中，除了以改动浮选次序的办法处理之外，还可选用特殊作业条件：1）用很多石灰（pH>11.5）按捺黄铁矿；2）用高档黄药捕收方铅矿平 3）将粗选作业的黄药悉数参加榜首段球磨机中。在用这组作业条件优先选铅时，可相同用硫酸锌类药剂来按捺闪锌矿。    在高pH值下用黄药捕收剂浮选方铅矿，在曩昔被认为是不或许的，其依据是方铅矿适合的pH值规模为7～9，当pH>9时，方铅矿就遭到按捺。别的，在优先浮选方铅矿时，着重运用选择性杰出，捕收才能较弱的乙黄药。事实上也是这样，在弱碱性矿浆中若运用丁黄药，的确能引起操作紊乱。至于黄药的增加地址，一般习气把黄药增加到浮选前的拌和槽，这儿之所以加到球磨，也是因为高碱条件的需求。总归，这儿所说的三个特殊作业条件：在一般情况下是不被选用的。1974西德梅根选厂W.Latsch首要发现了这一组特殊作业条件。在这组条件下。黄铁矿、包含在一般情况下可浮性与方铅矿附近的那部分黄铁矿，均失去了可浮性，而方铅矿却依然保持着可浮性，这样，就扩展了二者可浮性之差，然后到达优先浮选方铅矿的意图。    梅根的矿石中有10%易氧化的胶状黄铁矿，粒度细的小于10μ，具有较高的可浮性，成了梅根选厂浮选技能的首要问题。但梅根选厂自从选用这一组作业条件后，使铅收回率从33%进步到60%，铅精矿的铅档次从25%上升到50%。梅根选铅时运用的是异丙基黄药。   （3）反浮性的运用    矿石中的胶状黄铁矿也常对锌浮选发生搅扰，使锌精矿档次提不高。对此问题，加拿大布伦兹维克矿早在1970年曾经就成功地运用热二氧化硫法进行胶状黄铁矿的反浮选。    所谓热二氧化硫法，就是对给入反浮选黄铁矿的矿浆在榜首个拌和槽通入SO2，使矿浆呈弱酸性，然后在第二个拌和槽通蒸汽加热，跟着温度的上升，SO2使矿粒表面的黄药解吸、分化，这个进程对铜、铅、锌的硫化矿较快，对黄铁矿较慢，然后形成二者可浮性的距离，而在75℃～80℃时到达最佳经济水平，这样，胶状黄铁矿就可作为泡沫产品产出，而铜、铅、锌的硫化矿作为终究精矿留在槽内，各条件中，温度是最重要的。矿浆冷却后，铜、铅、锌等硫化矿藏又可从头取得可浮性而无须增加捕收剂。    布伦兹维克№6选厂用SO2在pH4.5～4.8时按捺方铅、黄铜矿、闪锌矿，然后把矿浆加温到79.4℃，浮选黄铁矿、磁黄铁矿。与按捺黄铁矿浮选铜—铅—锌混合精矿办法比较，在相同收回率情况下，混合精矿档次较高。该厂用热二氧化硫法只通过一粗一扫作业，混合精矿档次就从Pb+Zn+Cu=42%进步到57%。    布伦兹维克№12选厂也用此法从锌精矿中反浮选黄铁矿，把锌精矿位从50%进步到57.8%。    1976年梅根选厂的热二氧化硫工艺正式投产，总锌中矿含锌约35%，在榜首拌和槽加SO2约3.5公斤/吨，pH为4.2；在第二拌和槽用蒸汽加热至80℃；浮选选用一粗三精；槽内锌精矿档次从曩昔的53.2%进步到54.75，最高达58%；锌作业收回率为81%。

陈述称号：  河南某地公鸡山铁-锌矿石选矿实验研讨陈述陈述格局：  word完结时刻：  2007年10 发布人：    郭常青辅导专家：  龚美菱  黄开国  谷忠祥项目负责人：段   珠陈述页数：  前语始共52页 前语：    受河南卢氏县尧禹矿业有限公司托付，西安天宙矿业开发有限责任公司于2007年8月6日至10月，对卢氏杜关镇瑶峪村木盆沟铁锌矿进行选矿实验研讨。意图是为该矿石的开发利用及选矿厂改扩建供给技术资料。    该矿属受二长花岗斑岩触摸告知热液含磁铁—铅锌—钼铜矿床。矿石性质较杂乱，含矿品种较多。夕卡岩化囲岩为碳酸盐岩经岩浆岩触摸告知和热液矿化作用构成。首要金属矿藏为磁铁矿、黄铁矿、铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、赤褐铁矿、含乳浊状黄铜矿的闪锌矿等等。脉石矿藏有：钾长石、石英、蒙托石、绿帘石、方解石、蛇纹石、透辉石、角闪石、榍石等等。原矿含Zn 1.20%、Fe 15.32%、S 4.10%、Cu 0.11%、SiO2 32.50%、MgO 17.11%、CaO 7.80%。    实验选用浮选—磁选准则工艺流程。浮选选用三种工艺流程计划：1.先硫后锌优先浮选工艺流程；2.先锌后硫优先浮选工艺流程；3.锌硫混合浮选—锌硫别离工艺流程。为了进步锌精矿和铁精矿档次，还进行了锌精矿磁选除铁，铁精矿脱硫实验。选矿实验成果见表1。 锌铁矿选矿实验成果      表1流程计划产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）ZnFeSZnFeS先硫后锌优先浮选流程锌精矿 硫精矿 铁精矿1.19 4.60 13.2534.02 1.98 0.08911.20 23.46 61.0025.16 35.39 0.6452.74 7.60 0.971.56 7.51 52.88516.19 42.37 6.09先锌后硫优先浮选流程锌精矿 硫精矿 铁精矿2.88 2.98 13.2532.15 0.80 0.08911.05 27.64 61.0025.07 23.41 0.6473.20 1.88 0.972.20 5.40 52.8517.61 17.17 6.09混合浮选—锌硫别离流程锌精矿 硫精矿 铁精矿2.33 8.33 13.2540.54 1.32 0.08911.40 33.70 61.0027.66 30.89 0.6476.93 8.89 0.971.67 18.25 52.8516.77 65.68 6.09[next]   结语：      （一）、河南卢氏公鸡山锌铁矿属受二长花岗斑岩触摸告知热液含磁铁-铅锌-钼铜矿床。矿石中金属矿藏品种较多，矿石性质较杂乱，嵌布关系密切。首要金属矿藏有磁铁矿、黄铁矿、铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、赤褐铁矿、含乳浊状黄铜矿的闪锌矿、方铅矿、辉钼矿等。首要脉石矿藏为钾长石、石英、橄榄石、透闪石、蛇蚊石、方解石、角闪石、磷灰石、白云岩、蒙托石、缘帘石、榍石等。    （二）、矿石中的锌矿藏为铁闪锌矿，色彩暗褐至黑。其间FeS与ZnS的比值都在1：5～1：2。因为矿藏自身含铁（>10%），不只下降了锌矿藏的可浮性，并且使锌精矿档次受到影响。这是锌精矿档次不高的原因之一。    （三）、矿石中的磁黄铁矿占全铁的5％左右，其间Fe和S的比值改变较大，Fe5S6~Fe16S17，磁黄铁矿的可浮性也随原子比率S/Fe的添加而加强，也就是说，S越高的磁黄铁矿可浮性越好，在浮选过程中不只很简略进入锌精矿中，并且因为磁性凝聚和磁性吸附，使细粒磁铁矿吸附于磁黄铁矿表面，从而使锌精矿含铁遍及都达20％左右。对锌精矿进行铁物相分析成果阐明，含锌30％左右的锌精矿中磁黄铁矿占全铁的9％，磁铁矿占全铁的54％。矿石的这种特性是构成锌精矿档次不高的另一首要原因。    （四）、矿石中的磁黄铁矿还有另一个特性，Fe越高的磁黄铁矿可浮性越差，而磁性越强，在磁选过程中很简略被选入铁精矿，对铁精矿质量构成很大影响，这也正是下降铁精矿含硫的首要困难地点。甚至在磨矿细度-320目95％以上条件下，选用多计划浮选脱硫仍难以下降铁精矿中硫含量。铁精矿铁物相分析成果阐明，铁精矿中的硫首要是磁黄铁矿，对铁精矿进行高温焙烧后，含硫仍有0.6-0.8％左右。这部分硫很可能与磁铁矿构成类质同象或固溶体。    （五）、实验选用三种浮选工艺流程，（1）、先硫后锌优先浮选流程；（2）、先锌后硫优先浮选流程；（3）、锌硫混合浮选-锌硫别离流程。三种工艺流程均进行了闭路实验，以锌、铁为主归纳收回了硫铁矿，到达充分利用矿产资源的意图。    （六）、因为矿石性质较杂乱、锌硫、锌铁、硫铁、以及锌铜别离难度大。三种工艺流程以混合浮选-锌硫别离流程结构较简略，药剂耗费少，选别目标较抱负，有利于工业生产。    （七）、原矿铁物相分析成果阐明，矿石中的铁首要为磁性铁，但不可收回的铁占全铁含量的40％以上，也就是说，只要对折左右的铁可收回，因而，铁的收回率不可能超越60％。    （八）、锌硫混合浮选选用31#黑药作捕收剂有利于收回闪锌矿；混合精矿的脱药选用活性炭也是一个重要环节；锌硫别离作业参加10g/t的与石灰合作增强对硫铁矿的按捺也是有用的。尽管有毒性，但用量很少，对环境不会构成太大损害。硫酸铜（CuSO4）对锌硫别离作用影响较显着，应严格控制用量。    （九）、锌精矿磁选脱铁实验对进步锌精矿档次以及下降锌精矿中铁含量是有用的，能够将锌精矿档次由磁选的35％左右进步到磁选后的40％，锌精矿中铁含量也由磁选前的16％下降到磁选后的11％左右，锌的总收回率到达76％以上。   （十）、本次实验选用的流程计划及取得的技术目标为该矿开发利用及现场改扩建进步了牢靠技术资料，与国表里同类型矿石比较，选别目标较好，除锌、铁得到有用收回外，还归纳收回了硫铁矿。从下降选矿本钱的视点动身，主张选用混合浮选-锌硫别离工艺流程是适合。

玉水铜铅锌矿在梅县葵岭多金属矿区，玉水矿段。该矿属沉积改造热液迭加矿床，主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等，脉石矿物为石英、长石、绢云母。该矿平均品位为Cu 4.08 %，Pb 1.85%，Zn 3.28%，已建有简易选厂，矿方认为铅高且铅铜比大的矿石难选，因此本试验工作针对铅高的矿石进行。  1、矿石性质  原矿多元素分析结果见表1，矿物组成见表2。  表1 多元素分析元素CuPbZnSFeAsSiO2Al2O3Ca含量%8.6719.432.9316.1822.310.01413.651.070.97 表2 矿物组成 矿物黄铜矿方铅矿闪锌矿斑铜矿黄铁矿赤铁矿菱铁矿石英绢云母含量%24.1121.943.101.819.028.778.9715.842.95 原生硫化铜中铜占79.88%，次生硫化铜占17.18%。 硫化铅占总铅的90.47%，硫化锌占总锌的82%。 嵌布粒度：黄铜矿一般为0.04-0.08mm，与方铝矿、闪锌矿紧密嵌布，方铅矿一般为0.02-0.08mm，闪锌矿一般为0.05-0.2mm  2、分选工艺  1986年进行选矿试验。先将矿石磨至200目占89%，预先搅拌，然后再加入硫酸锌和乙黄药进行铜铅混合粗造，粗选之粗精矿磨至-0.043mm占93%，然后加入Na2SO3和Fe2（SO4）3抑铅，再加入黄药浮铜得铜精矿，槽内产品为铅精矿。铜铅混合粗选的尾矿再加入CuSO4和黄药浮锌得锌精矿。  3、分选结果  闭路试验得到如表3的结果  表3 分选结果 产品产率%品位%回收率%CuPbZnAg g/tCuPbZnAg铜精矿30.4224.095.620.95212.584.148.809.6939.97铅精矿32.293.3552.194.8525013.1686.7452.5049.91锌精矿3.542.2411.9916.241400.922.1818.547.05 存在问题：铅精矿含铜偏高。锌的精矿达不到要求。

铅锌矿石选矿 从含铅锌矿石中别离和富集铅锌矿藏的分选进程。选矿产品有铅精矿和锌精矿，或铅锌混合精矿。 矿藏与资源天然界产出的铅锌矿石，由铅锌矿藏、其他金属(如黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等)和脉石矿藏组成。脉石矿藏首要有方解石、石英、白云石、绢云母、萤石、重晶石等。铅锌矿石中常伴生有镉、锗、、铟、镓和金、银等元素。铅锌矿石按氧化程度分为硫化矿和氧化矿;氧化率在10%～30%的为混合矿，小于10%的为硫化矿，大于30%的为氧化矿。铅锌矿石类型首要是硫化矿，氧化矿很少。因而，世界上所产的铅、锌金属绝大部分来自硫化矿，很少一部分由氧化矿中提取。 世界上铅锌资源丰富，散布较广。铅的储量以美国居首，其次是澳大利亚、俄罗斯和加拿大;锌的储量加拿大最多，其次为澳大利亚、美国、南非等。铅矿石开采量前苏联居首;锌矿石开采量加拿大最多。我国的铅锌矿资源丰富，首要散布在云南、甘肃、陕西、江西、广东、湖南、四川、广西、青海和内蒙古等地。我国铅锌矿石档次低，杂乱共生难选矿石居多。矿床类型首要有矽卡岩型铅锌矿床、热液脉状铅锌矿床、黄铁矿型铅锌矿床、碳酸盐岩层中热液告知铅锌矿床和碳酸盐中层状铅锌矿床等5种。铅矿藏与锌矿藏常常共生，构成多金属矿床。已知铅矿藏144种，锌矿藏58种;工业上运用的铅矿藏有六种，锌矿藏有七种。(见表)已运用的铅锌矿藏以方铅矿和闪锌矿为主。选矿工艺铅锌矿石的分选，以浮选为主，也能够运用重选和选冶联合流程。因为铅锌矿石中的各种矿藏的嵌布粒度不均匀，(见矿藏粒度)不同的矿石应有相应的磨矿、浮选流程。 硫化铅锌矿石的分选 浮选铅锌矿的工艺流程有：(1)优先浮选流程(图1)。我国铅锌矿山多运用该图1优先浮选流程流程。(2)部分混合浮选流程(图2)。我国运用也较多。(3)全混合浮选流程(图3)。(4)重介质预选一铅锌依图2 部分混合浮选流程 次优先浮选流程。(5)重介质预选一浮选一重选联合流程：对含有铅、锌、硫、锡的矿石，选用重介质选矿法进行预选，扔掉35%左右的废石;浮选选用阶段磨矿、阶段分选的流程，顺次选出铅、锌精矿;选锌尾矿浮选出硫化铁后，再用翻床选出锡精矿。(6)等可浮浮选流程，将欲收回矿藏按可浮性持平准则，分为易浮和难浮两部分，别离进行混合浮选，得到混合精矿，然后再顺次分出各种有用矿藏的独自精矿。(7)异步混合浮选流程。在整个铅锌混合浮选进程中，人为地分阶段地操控矿浆pH、按捺与活化条件、捕收剂效果强度等各要素，保证铅锌矿藏不同步地在各自适合的浮选条件下，最充分地发挥其特有的浮游性，然后能够获得高的选矿目标。图3 全混合浮选流程 混合铅锌矿石的分选 选用顺次别离出硫化铅、氧化铅、硫化锌、氧化锌的优先浮选流程。氧化铅和氧化锌在浮选前通常用硫化剂硫化，然后再进行浮选。 氧化铅锌矿石的处理常用的办法有：(1)先用硫化剂硫化，再用黄药浮选氧化铅，用胺浮选氧化锌;(2)先用蒸汽加温硫化，再用硫酸铜活化，最后用黄药捕收氧化锌矿藏;(3)关于不宜用浮选法处理的氧化铅锌矿石，可选用重介质选威尔兹法一帝国熔炼法选一冶联合流程。 典型的铅锌矿选矿厂 凡口铅锌矿选矿厂坐落我国广东省仁化县，1968年投产，1991年出产规模4000t/d。该选矿厂的原矿来自“堆积一改造型”层控矿床，矿石为细密块状原生硫化矿石。有价矿藏首要有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，脉石首要为石英、方解石、白云石等，银矿藏有银黝铜矿和深红银矿等。银、铅、锌矿藏和硫矿藏以细粒嵌布为主。矿藏间结合极为亲近。原矿中含铅、锌、硫、银、铁别离为4%～5%、9%～11%、22%～25%、95～110g/t、19%～21%。破碎选用三段一闭路流程。磨矿、浮选流程有两个系列，一个系列选用高碱度、丁基黄药优先浮选流程，出产铅、锌、黄铁矿独自精矿;铅精矿档次50%、锌精矿档次51%～53%i硫精矿档次43%～46%，铅、锌、硫收回率别离为81%、83%、91%～93%和43%～47%;另一个系列为异步混合浮选流程，于1987～1991年选用，出产铅锌混合精矿及硫精矿，浮选药剂运用石灰、硫酸铜、黑药、丁基黄药及松醇油，铅锌混合精矿档次55%，含银320g/t，铅、锌、银收回率别离为89%～90%、97.75%和88.23%。1992年末，两个系列均改为优先浮选流程。该厂还运用了先进的检测仪表库里范30载流分析仪、PSM一400粒度分析仪和埃得尔密度计等。80年代末先进的智能工业操控体系(I/A体系)已于1991年末开端运用，在一个磨矿体系完成了主动操控。 黄沙坪铅锌矿选矿厂坐落我国湖南省桂阳县，于1967年投产，出产规模2000t/d。该选矿厂用原矿属碳酸盐岩层中的热液裂隙充填和告知矿床。矿石以细密块状为主，属中、细粒不均匀嵌布，矿藏间共生亲近。首要有价金属矿藏有方铅矿、铁闪锌矿、纤维锌矿、黄铁矿、黄铜矿等，脉石矿藏有石英、方解石、萤石等。该选矿厂的破碎流程为三段一闭路流程。浮选选用等可浮流程，选矿药剂运用石灰、硫酸锌、硫酸铜、丁基黄药、乙硫氮、松醇油等。1991年选矿出产目标为：原矿铅档次3.13%、锌档次6.02%、硫档次13.61%;铅精矿档次72.15%，锌精矿档次44.60%，硫精矿档次34.85%;铅、锌和硫的收回率别离为90.88%、91.59%和46.88%。 西林铅锌矿选矿厂坐落我国黑龙江省伊春市，1967年投产，出产规模1200t/d。该选矿厂的原矿归于高中温热液充填铅锌矿床。矿石有块状、浸染状两种。矿石中首要有价金属矿藏有磁黄铁矿、黄铁矿、闪锌矿(铁闪锌矿)和方铅矿，还有微量的银黝铜矿、硫锑铜银矿、深红银矿等;脉石矿藏首要有白云石、方解石、绿泥石等。破碎选用三段一闭路流程。选矿流程选用多段细磨，铅、锌粗精矿别离再磨，铅、锌、硫顺次优先浮选流程。磨矿细度为-0.074mm占85%，浓度43%。选铅运用黑药为主，丁基黄药、丁基铵黑药为辅的混合捕收剂;选锌则用柴油与丁基黄药混合捕收剂。选矿出产目标为：原矿铅档次3%～4%、锌5%～6%、硫17%～18%、银70～90g/t;铅精矿含铅62%～67%、含锌4.81%～5.5%、银1230～1400g/t，铅、银收回率别离为91%～92%、76%～80%;锌精矿含锌、铅、银别离为50%、0.8%～1.3%、57～58g/t，锌、银收回率别离为87%～89%、5.0%～7.0%。 青城子铅锌矿选矿厂坐落我国辽宁省凤城县，出产规模1600t/d。该选矿厂的原矿为中温热液充填告知铅锌矿床。矿石以块状、网状为主。矿石中首要有价金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，首要脉石矿藏有白云石、石英、方解石、绢云母等。破碎选用三段一闭路流程，磨矿粒度50%为-0.074mm。分选选用铅、锌、硫混合浮选流程，混合粗精矿再磨(一0.074mm占90%)，选铅后，锌一硫别离。运用钠黑药、乙硫氮、丁基黄药、硫酸铜等选矿药剂进行混合浮选，选铅选用、硫酸锌、石灰、活性炭等。该厂1991年选矿出产目标：原矿铅档次2.23%、锌2.20%、硫7.4%、银65g/t;铅精矿含铅68.14%、锌1.93%、银.223.：|g/t，铅、银收回率别离为88.81%、70.20%;锌精矿含锌54.80%、铅0.94%、银90g/t，锌、银收回率别离为90.31%、5.60%;硫精矿含硫39.51%，收回率70.47%。 小铁山铜铅锌选矿厂坐落我国甘肃省白银市，1980年投产，1991年出产规模为800t/d。小铁山矿属黄铁矿型铜铅锌多金属杂乱硫化矿床，伴生有金、银及稀散元素，矿石有块状及浸染状两种。矿石中首要有价金属矿藏有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、铜蓝和辉铜矿等，首要脉石矿藏有石英、绢云母、绿泥石等;此外还有银金矿、金银矿、天然金和天然银等。破碎为三段一闭路流程。分选选用先铜、铅、锌、硫混合浮选、后别离的流程;混合粗精矿再磨后，进行硫与铜、铅、锌别离;铜、铅、锌粗选泡沫经浓缩脱水后再磨，增加、选铜抑铅锌，终究得到铜精矿、铅锌混合精矿和硫精矿。1991年选矿出产目标为：原矿铜档次o.80野、铅1.97%、锌3.62%、硫7.26%、金o.86g/t、银62g/t;铜精矿含铜17.82%，铜收回率21.66%;铅锌混合精矿含铅13.01%、锌27.15%，铅、锌收回率别离为75.59%、85.76%;金、银在铜及铅锌混合精矿中的收回率别离为60.43%和74.90%。 柴河铅锌矿选矿厂坐落我国辽宁省开源县，出产规模1000t/d。该矿为中低温热液告知矿床，矿石中首要有价金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，其次为白铅矿、菱锌矿、铅矾、异极矿等，脉石矿藏首要有方解石、白云石、石英等。破碎为三段一闭路流程。分选选用硫化铅、氧化铅、硫化锌、氧化锌顺次优先浮选流程。除常用选矿药剂外，氧化锌浮选运用六聚偏磷酸钠、与混合胺的乳化液。1991年选矿出产目标为：原矿铅档次2.13%、锌6.36%、铅氧化率32.5%、锌氧化率39.3%;铅精矿含铅61.21%、锌5.30%，铅收回率77.03%;锌精矿含锌47.69%、铅1.17%;锌收回率为88.71%。 芒特•艾萨(MountIsa)铅锌矿选矿厂坐落澳大利亚昆士兰州西北部，1965年投产。矿石中首要有价矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等，脉石矿藏以碳酸盐、页岩为主。1981年建成重介质选矿车间，处理破碎后的矿石，扔掉废石30%。该厂选用阶段磨矿、阶段分选工艺流程：榜首段磨矿粒度为-0.074mm占50%～60%，增加按捺闪锌矿和黄铁矿，加乙基钠黄药，在pH8.2条件下进行铅粗选;用硫酸铜作活化剂，丁基黄药作闪锌矿的捕收剂选锌;铅粗选尾矿再磨至-0.074mm占78%进行第二段铅粗选，铅中矿再磨至-0.038mm占95%再选。各段铅粗精矿合并经一次精选得终究铅精矿;选锌为二次粗选、一次扫选、三次精选。1981年其选矿出产目标为：原矿含铅6.2%、锌6.0%、银155g/t，铅精矿含铅47.7%～51.5%、锌6.9%、银1195g/t，铅、银收回率别离为81.5%、80.9%;锌精矿含锌50.2%、铅3.0%、银113g/t，锌、银收回率别离为66.1%、5.8%。 沙利文(Sullivan)铅锌矿选矿厂坐落加拿大不列颠哥伦比亚省金伯利区域珀塞尔山脉东麓，1923年投产，处理才能达1万t/d。矿石中首要有价矿藏为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿和黄铁矿，伴生有银、锡、铋、镉等。该厂用重介质预选一浮选一重选联合流程出产出铅精矿、锌精矿、硫精矿和锡精矿。此外还出产硫酸铜。重介质抛废量占原矿量的36%，重产品磨至-0.074mm占54%选铅，其尾矿给第二段磨矿，再选铅(粗选、扫选)，后选锌，锌粗精矿再磨后精选。选锌尾矿用五层主动翻床选锡，用浮选法脱硫。选矿出产目标为：原矿含铅4.74%、锌4.34%、银50.39g/t;铅精矿含铅63.42%、银608g/t;锌精矿含锌48.63%、银86.16g/t;铅、锌、银总收回率别离为91.96%、93.13%和86.77%。

针对云南某铜铅锌硫化矿出产中存在的铜铅别离目标不抱负、铜铅精矿互含高的问题，贾仰武对铜铅混合精矿进行了铜铅别离浮选实验研讨。结果表明，当混合精矿再磨到80%-0.074 mm时，以钠、水玻璃和CMC为组合按捺剂代替重按捺方铅矿，以Z－200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂，可以取得杰出的分选技术目标，铜精矿档次23.30%，含铅3.30%；铝精矿档次64.66%，含铜0.50%，较为有用地完成了铜铅别离。 针对青海某铜铅锌多金属硫化物矿石嵌布粒度较粗、含铜较低的特色，刘守信等选用铜铅混选—混精铜铅别离—尾矿选锌工艺流程进行了分选实验研讨。铜铅混浮时选用Ty-1与硫酸锌作为闪锌矿和铁闪锌矿的组合按捺剂，乙基黄药、J－21作为捕收剂，完成了铜、铅矿藏与锌矿藏的有用别离，且泡沫粘度适中，为下一步铜铅别离发明了杰出条件；铜铅别离选用活性炭、CMC－重法抑铅浮铜，完成了铜铅矿藏有用别离，取得了较为抱负的选矿技术目标。任祥君等对另一铜铅锌多金属硫化物矿石，经过多种计划比较，断定选用铜铅优先浮选、水玻璃+钠+羧甲基纤维素组合按捺剂进行铜铅别离、铜铅混合浮选尾矿用硫酸铜活化后浮选锌矿藏的实验计划，进行了体系的研讨，成功完成了铜铅的有用别离，终究得到了铜档次21.40%，铜收回率67.65%的铜精矿，铅档次52.92%，铅收回率95.90%的铅精矿和锌档次50.21%，锌收回率83.74%的锌精矿。 对辽宁某铜铅锌多金属硫化物矿石，刘亚龙等选用铜铅混浮—铜铅别离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺进行了斌验研讨。混合浮选以乙硫氮+黑药为捕收剂、ZnS04+Na2S03为按捺剂，并操控矿浆PH=11.5左右，完成了铜铅矿藏与锌硫矿藏的别离；运用水玻璃、钠和羧甲基纤维素组合按捺剂，代替和重，成功地完成了铜铅别离；经过闭路实验，取得了铜档次28.54%铜收回率65.62%的铜精矿，铅档次55.69%，铅收回率83.21%的铅精矿和锌档次51.09%，锌收回率90.87%的锌精矿。 根据西藏某杂乱难选铜铅锌多金属矿石的性质，李观奇选用铜铅混合浮选—铜铅别离—铜铅浮尾选锌的准则流程进行了分选实验研讨，铜铅混合浮选选用Bp、丁基铵黑药和黄药组合捕收剂，选用、硫酸锌和碳酸钠组合作为锌矿藏的按捺剂；铜铅别离时，选用活性炭进行脱药，选用CMC，Na2 S03和Na2 Si03环保型组合药剂作为铅矿藏的按捺剂，成功地完成了铜铅别离，取得的分选技术目标较现行出产有大幅进步。 郑亚杰等对内蒙古某高砷低铜铅锌银矿石进行了浮选别离实验研讨。实验选用铜铅锌等可浮一顺次优先浮选流程，运用FN作为砷矿藏的按捺剂，有用处理了铜精矿中含砷高的问题，不只没有运用有毒按捺剂重，一起还显着进步了铜精矿档次。实验取得的铜精矿档次28.6%，铜收回率66.41%，铅、锌、银的收回率也均大于90%。   罗进对某杂乱高氧化率铅锌矿石中的氧化铅矿石进行了硫化浮选实验研讨。发现选用Na2S作为氧化铅的硫化剂时，不只需求适合的Na2S总用量，更需求必定的Na2S开始浓度；选用硫化浮选法使铅精矿的档次和收回率达到了46.02%和81.16%，完成了氧化铅矿藏的有用收回。 针对吐鲁番地区某难选铅锌矿矿石中铅锌矿藏彼此告知、包裹，粒度较细，解离困难的特色，王奉水选用优先选铅、锌粗精矿再磨再选的工艺流程进行了贫选实验研讨。在铅粗选磨矿细度－0.074 mm占80%，锌粗选磨矿细度－0.043 mm占90%的条件下，可取得铅档次40.22%，含Zn6.94%，铅收回率82.48%的铅精矿和锌档次50.17%，含Pb 1.08%，锌收回率86.92%的锌精矿。 冯忠伟经过对云南某铅锌矿的浮选实验研讨发现，矿石中的硫酸锌、硫酸亚铁等可溶性盐类对铅锌矿藏有很强的按捺作用，为削减可溶性盐对铅锌矿藏浮选的影响，选用在矿浆天然酸碱度条件下浮选铅锌矿藏的无碱工艺，选铅时以硫酸锌和钠作为锌矿藏的按捺剂，以黑药和丁基铵黑药为捕收剂，选锌时以水玻璃、钠、羧甲基纤维素作调整剂，以PN－405为捕收剂，终究取得了铅档次59.57%，铅收回率75.14%的铅精矿和锌档次53.93%，锌收回率93.70%的锌精矿。 针对陕西省某铅锌矿矿石氧化程度高、易泥化、氧化锌矿藏收回困难等问题，王红梅等选用铅的硫化物矿藏和氧化物矿藏混合浮选、锌的硫化物矿藏和氧化物矿藏顺次独自收回的计划，进行了体系的实验研讨。选铅时选用组合捕收剂乙硫氮+丁基败黑药，选氧化锌矿藏时采甩了复合捕收剂A－928。终究取得了铅档次和收回率分别为53.67%和82.92%，含锌5.23%的铅精矿，锌档次和收回率分别为51.08%和40.75%，含铅1.06%的硫化锌精矿，锌档次和收回率分别为22.55%，44.28%，含铅1.22%的氧化锌精矿，完成了氧化铅锌矿石的有用分选。

摘  要：多种分析测试手段研究表明：碳酸盐岩型氧化铅锌矿石组成和嵌布关系极为复杂，尤其是铅、锌矿物、氧化铁矿物、粘土矿物共生和氧化铁矿物对锌的选择吸附是氧化铅锌矿难于用浮选方法富集分选的主要原因。    0  前  言    我国锌矿资源丰富，但长期以来，锌生产仍跟不上消费增长的速度，要改变这种状况，就要加强对锌的回收。随着硫化锌矿的不断开发和进一步的枯竭，氧化铅锌矿作为一种宝贵资源越来越受到人们的重视，进行氧化铅锌矿回收和利用是有意义的。    物质组成研究是拟定选矿试验方案的重要依据。我省赫章铅锌矿产出的氧化铅锌矿石颗粒很细，其物质组成研究仅靠光学显微镜是不够的，需采用扫描电镜、X射线衍射分析和化学分析等多种手段综合研究。     1  氧化铅锌矿石的化学及矿物组成    1.1  试样的化学组成    试样取自贵州省赫章铅锌矿氧化带，为了查明试样的化学组成，进行了多元素化学分析和化学物相分析［1］，结果分别示于表1和表2。 [next]     多元素化学分析结果说明：主要化学成份为SiO2、Al2O3，其次为铁，可认为该氧化铅锌矿为低铅锌钙、高硅铝铁。由化学物相分析结果可看出，水溶性硫酸锌仅占0.00065%，硅酸锌、亚铁酸锌矿、菱锌矿、异极矿等碳酸盐和硅酸盐矿物占5.42%，锌氧化率为89.74%，表明该氧化铅锌矿受到长期的氧化和次生淋滤作用，属极难选的氧化矿。    1.2  氧化铅锌矿X-射线衍射分析    采用Max-ⅢAX衍射仪(40kV／30mA，Cu／石墨)，对试样进行X射线衍射分析计算，得到如表3及图1的结果。由衍射试验结果可看出：试样中有用矿物以菱锌矿、褐铁矿为主，脉石矿物中以白云石和石英为主。[next]     1.3  氧化铅锌矿石显微镜鉴定    经光学显微镜研究表明：矿石中主要有用矿物为菱锌矿、异极矿、白铅矿及少量残存的闪锌矿，主要脉石矿物为褐铁矿、粘土、方解石、白云石、石英等，还有少量赤铁矿、石膏、重晶石等。    菱锌矿呈粒状，在单偏光下呈偏三方菱形(多数不完整)，无色，中等正突起至高正突起，具有明显的闪突起现象，局部颗粒被褐铁矿染成褐色，说明ZnCO3后期重结晶时有Fe2O3•nH2O同时沉淀；在正交偏光下，呈高级白干涉色；在反射光下，呈灰色，内反射呈黄褐色或无色。矿物粒径最大3 mm，一般为0.015-0.1 mm，最小0.003 mm，含量约为8%，见图2。水锌矿在单偏光下呈单斜晶系的纤状，无色，中等偏高正突起；在正交偏光下，干涉色为Ⅰ级灰白，平行消光；在反射光下，反射率较低，呈灰色。矿物粒径一般为0.001×0.005-0.003×0.05 mm，含量约为10%，见图2。    异极矿在单偏光下多数为粒状集合体，个别呈斜方板状，无色，较典型的中正突起；在正交偏光下，低干涉色，斜消光；在反射光下，反射率较低，呈灰反射色。单体矿物粒径为0.002 mm，集合体粒径为0.01 mm、0.02 mm、0.08 mm，含量约为3%，见图3。    白铅矿在单偏光下呈斜方板状和不完整的斜方锥状，无色，极高正突起，平行Ng-Np或Nm—Np切面，具有明显的闪突起现象；在正交偏光下，高级白干涉色，斜消光；在反射光下，反射率较低，呈灰反射色。矿物粒径为0.02-0.25 mm，含量约为5%。[next]    褐铁矿和粘土矿物在单偏光下呈褐红、褐黄色，呈半透明状，形态不规则，多数呈集合体或多颗粒的“堆”，突起高正，在正交偏光下，由于其中的粘土矿物及少量超显微针铁矿引起在均质性中显弱非均质；在反射光下，呈褐色。单体矿物粒径为0.03-0.05 mm，集合体粒径为0.1-0.5 mm，含量约为70%，见图2、图4。    方解石和白云石在镜下呈自形粒状，多数混在褐铁矿、粘土矿物集合体中，少数呈单体，粒径为0.001-0.005 mm，含量为4%。

叶雪均     中图分类号：TD925.9      文献标识码：A     纵观国内外氧化铅锌矿石选矿实践［1］，矿石氧化率大都为30％～80％，氧化铅矿藏的浮选现在首要选用硫化浮选法，而氧化锌矿藏除选用硫化浮选法之外，胺类捕收剂法也是首要办法之一，因为运用硫化浮选法分选氧化锌矿藏一般需求加温，因此，胺类捕收剂法直接浮选近几年得广泛使用。氧化锌矿藏分选的难点一般归结为矿泥对氧化剂矿藏的污染和原矿中可溶盐的影响；而SiO2杂质和铅锌互含则是严重影响精矿质量的首要问题。依据材料报导［2］，国外氧化锌矿石的选别目标，精矿含锌36％～40％，收回率60％～70％，最高达78％。我国锌精矿档次平均为35％～38％，单个达40％，收回率平68％，最高达73％，与国外比较，我国在氧化锌矿藏浮选方面的首要距离在药剂用量上。深度氧化的铅锌氧化矿石浮选的可学习材料较少，也是该范畴的一大难题［3］。     本文研讨的氧化铅锌矿石为我国西北某地深度氧化的贫铅富锌难选矿石，铅矿藏比锌矿藏难选。实验针对铅循环中含硅矿藏易浮难抑，铅精矿质量不高，锌循环不脱泥，以强化对矿浆涣散和脉石的按捺等难点进行了具体的探究研讨，提出了用y-2组合剂抑硅和用偏磷酸盐与水玻璃组合强化选锌作业的涣散、按捺效果的新工艺。     1、试样性质和流程计划     1.1试样性质     试样采自某大型白云岩铅锌矿床的氧化带矿石，首要有用矿藏中铅以白铅矿、铅矾为主，少量方铅锌，锌矿藏以铁菱锌矿、菱锌矿、异极矿为主，少量闪锌矿，脉石首要有方解石、重晶石、石英，其次为透闪石、长石、云母、绿泥石、粘土矿藏等。试样的多元素化学分析和铅、锌物相分析成果别离见表1、表2。 表1  试样多元素化学分析成果元素ZnPbCuTFeMgOCaOAsSiO2Al2O3含量/％5.990.980.0087.675.8718.460.3532.627.47     表1、表2数据标明，影响铅、锌精矿质量的首要问题是降硅，因为异极矿的参加，锌精矿质量不会太好；铅物相中存在41.67％的其它铅，因为赋存形状不明，添加了选铅的难度，铅的金属收回率不高；铅、锌矿藏的氧化率别离为91.67％和90.85％，属深度氧化的铅锌氧化矿石。     矿石因为遭受各种因素的激烈风化、蚀变并兼有胶状堆积和重结晶效果进程，形成矿石的结构、组分的杂乱性。有用矿藏呈疏松的集合体、膜状、放射性和土状，矿藏性脆易泥化。铅矿藏首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际且多呈不等粒毗邻嵌镶，少量被脉石包裹。锌矿藏多与褐铁矿组成团块状、脉状交叉胶结脉石矿藏。铅锌矿藏属中、细不等粒嵌布，铅矿藏的嵌布粒度及共生联系比锌矿藏细且杂乱，由细至粗顺次为氧化铅-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％。脉石矿藏的嵌布粒度粗、硬度大。 表2  铅锌矿藏物相分析成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/％0.08 8.330.04 4.170.44 45.830.40 41.670.54 9.153.72 63.651.39 23.560.25 4.24     1.2流程计划断定     以试样性质为依据，别离对试样进行筛、水析粒度测定和多计划的浮选实验得出如下几点启示：一是因为铅锌矿藏氧化率均大于90％，矿石易泥公，有用矿藏嵌布与共生联系比较杂乱，应尽或许简化粒度对分选的影响，实验以保证锌精矿质量和收回率为条件断定磨矿细度为-74μm72％左右。二是因为硫化矿石占有量较少，独自设置一个作业不管从技能经济仍是含后的操作办理均不适合，而先硫后氧的分选计划将添加分选环节，不利于操作操控，因此，以选用先铅后锌即先选铅矿藏后选锌矿藏的准则流程为宜。比照实验成果标明，先铅后锌计划的选别目标比其它计划略高且简化了流程结构。三是对磨矿产品粒度分析成果标明，在-74μm72％条件下，-19μm粒级产品中含锌6.67％，占锌金属量的32.33％，阐明脱泥不利于铅锌收回率的进步，比照实验成果标明，先铅后锌不脱泥准则流程的选别目标高于其它计划，并且具有简化流程内部结构，削减操作操控环节的长处。[next]     2、实验成果分析     实验运用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％，是由条件实验断定的。     2.1铅矿藏浮选实验     氧化铅矿藏浮选的最经典常用的办法是硫化-浮选法，行将氧化铅矿藏预先硫化后用黄药类捕收剂浮选。此工艺的要害是要依据不同的矿石性质发明一个挑选性硫化的矿浆条件。因为本试样中铅矿藏的物相组成杂乱，可浮性纷歧，性脆易泥化，含硅矿藏可浮性好，硫化的挑选性差，选用惯例试剂作调整剂时有很多含硅矿藏上浮，致使铅浮选的数质量目标不抱负，因此寻觅适宜的调整剂就成了氧化铅浮选的要害。研讨环绕涣散效果和按捺含硅矿藏进行了广泛的调整剂探究实验，依据药剂间的协同效应［4］，挑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），并获得了满意的成果。     在其它条件下完全相同的情况下，选用y-2组合剂作铅矿藏粗选调整剂的条件实验和选用惯例调整剂（碳酸钠+水玻璃）的比照成果见图1。     图1成果标明，选用y-2组合剂作氧化负矿藏硫化浮选的调整剂显着优于碳酸钠+水玻璃。以两种不同调整剂用量实验最佳点，碳酸钠+水玻璃用量3600g/t、y-2组合剂用量2700g/t比较较，运用y-2组合剂时铅粗精矿含铅档次要高出2.88％，铅收回率进步5.71％。阐明y-2组合剂为挑选性硫化浮选发明了更好的条件。  图1  调整剂用量对铅矿藏选别目标的影响 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按捺剂，成果标明依然有用，与经挑选的其它两种药剂计划比较较，不只能够进步精矿质量，还削减了精选作业次数，阐明该组合剂的确有较强的挑选按捺效果，降硅效果显着，比照成果见表3。     2.2锌矿藏浮选实验     氧化锌矿藏的浮选因为常温下难以获得抱负的硫化效果，胺类捕收剂法得到了广泛的注重和使用。当锌矿藏中异极矿较多时特别如此，但此法对矿泥灵敏，因此一般要求矿浆当选前预先脱泥或具有杰出的矿浆涣散条件。如前所述，本试样中粒度越细含锌档次越高，仅-19μm粒级就占锌金属量的25.19％，脱泥将严重影响锌的收回率，因此涣散就成为了锌浮选的先决条件。实验首要挑选断定偏磷酸盐和水玻璃组合剂作为矿浆涣散和脉石矿藏的按捺剂，经过析因断定二者的配比后进行了用量实验，实验成果见图2。是胺类捕收剂中最常用的活化剂，除有恰当的硫化效果外，经过S2-或S-在矿藏表面的吸附，然后促进胺类捕收剂的吸附，但是实验研讨标明，当用量过多时会使矿浆pH值过高而影响浮选进程的操控。本研讨还对出产实践中常用的四种胺类捕收剂进行了较为具体的研讨比较，图3的数据显现，对本试样而言，四种胺类捕收剂的捕收功能由好到差的次序顺次为：醚胺-混合胺-十八胺-椰油胺。图2  组合试剂用量实验图3  捕收剂比照实验     2.3闭路实验成果与分析     在条件实验、析因调优和精选实验的基础上进行了归纳条件的闭路实验，实验流程及工艺条件见图4，实验成果见表4。     别离对磨矿产品、闭路实验尾矿进行筛、水析粒度、档次测定与计算得各粒级的铅锌金属量散布和粒级收回率，成果显现，铅的收回率遍及低于锌的收回率且首要损失于终究尾矿中，镜下测定发现以与脉石、褐铁矿呈粒嵌布的其它铅矿藏为主，这是铅收回率低的首要原因。锌的粒级收回率顺次为+74μm80.27％、-74+37μm92.56％、-19+10μm84.02%、-10μm63.27％，阐明实验断定的工艺条件对锌矿藏的收回是有用的。[next]                       表3  铅精选计划比照实验成果/％按捺剂计划产品产率档次收回率补白PbSiO2Al2（SO4）3+水玻璃200g/t铅精矿 中矿0.86 5.2738.76 2.7411.9334.01 14.73精选四次ZnSO4+水玻璃1800g/t铅精矿 中矿1.00 5.1535.81 2.3117.4736.54 12.14精选四次y-2组合剂1800g/t铅精矿 中矿0.76 5.4644.31 2.604.8334.36 14.49精选三次  图四  闭路实验工艺流程     3、结语     1、试样为深度氧化的贫铅富锌难选矿石，铅矿藏在嵌布粒度和共生联系方面都比锌矿藏更细，更杂乱；有适当一部分铅矿藏呈微细粒被脉石包裹或嵌生于褐铁矿边际而难以解理，铅物相中有41.67％的其它铅，然后构成了铅矿藏选别目标不高的内涵原因。 表4  归纳条件闭路实验成果/％产品称号产率档次收回率PbZnSiO2PbZn铅精矿 锌精矿 尾矿 给矿0.99 9.81 89.20 100.043.25 1.08 0.50 0.983.89 45.30 1.69 5.995.12 12.11    43.69 10.81 45.50 100.00.64 74.19 25.17 100.0     2、选用先铅后锌不脱泥浮选流程能习惯本矿石的特色，且流程结构简略，环节少，便于出产使用。在磨矿细度-74μm占72％条件下直接顺次浮选铅矿藏和锌矿藏，可获产率为0.99％，含铅43.25％、锌3.89％、SiO25.12％，铅收回率为43.69％的铅精矿和产率为9.81％，含锌45.30％、铅1.08％、SiO212.11％，锌收回率为74.19％的锌精矿。     3、选铅作业选用的y-2组合剂对下降铅精矿中的SiO2含量是有用的，该药剂价廉易得，运用方便，其间的无机试剂组分是浮选常用试剂，有机组分用量低。     4、因为选锌作业不脱泥，因此对矿浆的有用涣散成为选锌作业的条件条件，经过挑选断定的偏磷酸盐和水玻璃组合能较好地满意这一条件。         参考文献 1、胡为柏，浮选，北京：冶金工业出版社，1990，20～100 2、雷勉涵，铅锌选矿技能，南昌：南昌有色设计院情报室，1990，19～22 3、石道民等，氧化铅锌矿的浮选，昆明：云南科技出版社，1992，29～32 4、王淀佐，矿藏浮选和浮选剂，长沙：中南工业大学出版社，430～433

如何消除含碳多金属硫化矿石分离过程中碳的影响，一直是国内外选矿研究的难题之一。由于碳的可浮性好，会随着铅、锌一起浮出，并且由于矿物之间致密共生、互相嵌镶，有些铅锌矿石铅锌分离本身就存在一定的困难，再加上碳的干扰，会严重影响铅锌矿的选别效果，影响铅、锌精矿品位。 四川龙塘铅锌矿为一较典型的沉积一改造成因的层控型铅锌矿床，其中含有大量的藻层纹石、叠层石白云岩及含藻白云岩，大量菌藻存在是龙塘铅锌矿中碳的来源。该矿区矿石中的碳以有机碳形式存在。 内蒙古天宝山铅锌矿处于狼山一渣尔泰矿带，此矿带是我国北方重要的多金属成矿带。该矿区赋矿围岩是一套海相沉积岩，因为静水深海沉积的缺氧还原环境，形成了高含量的碳质沉积。该矿区矿石中的碳主要以石墨形式存在。 以上两个矿山都存在铅锌矿石中含碳的问题，由于碳的可浮性好，它的存在造成铅、锌选别指标差，经济效益低。比较两种矿石的矿石性质后，对两个矿石中的碳分别进行了除碳处理，目的是比较不同性质的含碳铅锌矿石采取相同除碳工艺后，铅、锌选别指标的变化，以及比较分析铅锌矿石中所含的易浮碳对铅、锌浮选的影响。 一、矿石性质研究对比 四川龙塘含碳铅锌矿石（以下简称龙塘矿石）是硫化铅锌矿石，其中硫化物中的铅占铅总量的96.09％，硫化物中的锌占锌总量的96.19％。内蒙古天宝山含碳铅锌矿石（以下简称天宝山矿石）也是硫化铅锌矿石，其中，硫化物中的铅占铅总量的92.03％，硫化物中的锌占锌总量的98.74％。 分别对两种矿石进行了化学分析，结果见表1。由表1可看出，两个矿石中有价金属均为铅、锌，且都具有工业开采的价值。其中，龙塘铅锌矿中铅、锌品位分别为1.23％、8.78％；天宝山矿石铅、锌品位略低于龙塘石矿铅锌的品位，分别为1.12％、5.58％。两种矿石中都含碳，且含碳量差别较大，龙塘矿石的含碳量达到11.26％，而天宝山矿石的含量只有4.30%。两种矿石化学成分的另一个主要区别是硫的品位，龙塘矿石硫品位为4.68％，而天宝山矿石硫品位达为25.95％。 表1  两种矿石主要化学成分比较矿石PbZnCuFeSAsCSiO2Al2O3CaOMgOAg(g/t)龙塘矿石1.238.780.0470.44.680.04911.263.800.2124.7216.4226.93天宝山矿石1.125.580.00622.225.950.00584.3014.42.8312.874.1326.93     两种矿石的矿物组成见表2。由表2可看出，虽然两个矿石中都有碳，但碳的存在形式不同。龙塘矿石中总碳含有11.26％，有机碳在矿物组成中占1.17％，结合表1数据，可计算出有机碳占总碳量的10.39％；其他的碳主要含在白云石和方解石等脉石中，其中白云石中所含碳占总碳量的87.47％，方解石中所含碳占总碳量的3.56％，这部分碳基本不会影响铅、锌的浮选。天宝山矿石总碳含量为4.30％。石墨在矿物组成中占2.61％，占总碳量的60.70％，其他含碳的脉石主要为方解石，占总碳量的39.35％。由以上对比分析可见，天宝山矿石中易浮的碳含量要高于龙塘矿石中易浮的碳含量。因此，碳对天宝山矿石的影响要高于对龙塘矿石的影响。为考察和比较不同矿石中碳与其他矿物的关系，进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明，龙塘矿石中的有机碳分布比较广泛，中细粒有机碳常嵌生在脉石矿物中，有机碳多与闪锌矿紧密共生，或沿粗粒闪锌矿裂隙中嵌生，或呈微细粒沿闪锌矿周边嵌生，此外也有少量的有机碳以细粒－微细粒包裹的形式嵌生在闪锌矿中。磨矿时，部分有机碳与闪锌矿充分单体解离比较困难。天宝山矿石中，大多数石墨嵌布粒度比较细，多呈细小片状嵌布在脉石矿物中，也有部分与闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿等金属矿物紧密共生。少量结晶较差的石墨嵌布在闪锌矿中或与闪锌矿紧密共生，二者充分解离比较困难。 综上所述，龙塘矿石和天宝山矿石中均含碳，但碳的形式、含量以及与脉石矿物结合程度均不相同。龙塘矿石含有机碳，而天宝山矿石中含石墨。有机碳占龙塘矿石中总碳的比例小于石墨占天宝山矿石中总碳的比例。龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密，也有相当部分与铅、锌矿物共生。 二、除碳工艺研究及对比 针对矿石性质以及矿石中碳嵌布特点，为避免矿石中的碳对后面的铅、锌选别造成影响，对两种矿石进行了预先浮选除碳工艺小型试验。在进行详细条件试验的基础上，分别进行了闭路试验，闭路实验的原则流程以及产品的结果见图1。浮选闭路时，不同矿石的详细流程有所不同。对龙塘矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选四次精选的预选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选。对天宝山矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选一次精选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选一次扫选三次精选。 由图1A图所列出的试验结果可以看出，由于龙塘矿石中碳和锌的紧密嵌生，碳产品1中锌的含量高达46.25％，同时回收率也达到22.36％。可将碳产品1作为一个锌精矿，但其中的铅的品位为5.66％，不符合锌精矿的质量要求。将它与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合作为总的锌精矿，成为含锌50.37％、回收率95.34％的合格锌精矿，其中含铅品位为1. 94％，回收率为30.87％，这样才能具有最优的工业生产价值，同时也可以消除碳对铅锌浮选的影响。除碳后，进行铅锌顺序浮选，可以得到品位为71.76％、回收率为66.13％的铅精矿，其中含锌品位为6.50％、回收率为0.71％。 由图1B图所示，对于天宝山矿石，采取预选除碳工艺消除了碳对铅、锌浮选的影响，得到合格的铅、锌精矿。其中，铅精矿铅品位达到64.08％、回收率71.09％，锌品位为2.88％；锌精矿锌品位为50.55％、回收率88.35%，铅品位为0.29%。 由于在两种矿石中硫含量差异很大，在天宝山矿石中所含的硫比龙塘矿石中的硫高出4倍还多。因此，黄铁矿对天宝山矿石在浮选过程中的影响，要远高于龙塘矿石。天宝山矿石采用预先除碳工艺后，得到的碳产品2中，用肉眼就可见大量的黄铁矿颗粒。最终的产品显微镜下观察发现，该碳产品2中除了石墨外，金属矿物主要为黄铁矿，其矿物相对含量接近40％；其次为闪锌矿、方铅矿和磁黄铁矿，脉石矿物主要为微细粒的云母和方解石。由于碳产品2中有大量的黄铁矿存在，没有成为铅精矿或锌精矿的可能。而龙塘矿石采用预除浮碳工艺后，碳产品1中除有机碳外，主要金属矿物为闪锌矿，其次是方铅矿和少量的黄铁矿，其他的脉石矿物很少。多数闪锌矿以细粒单体或与有机碳组成细粒连生体的形式产出，碳产品1中锌的品位能够达到低级别锌精矿的要求，同时也没有黄铁矿的干扰。因此，最终与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合，作为一个总的锌精矿产出。 由以上两个实际矿石试验可以看出，由于碳的天然可浮性好，铅锌矿中如果有大量碳的存在，确实影响铅、锌的品位和回收率。采用预先除碳的流程，使天宝山矿石和龙塘矿石都达到了除碳的目的，消除了碳对铅浮选影响，并得到合格铅精矿以及锌精矿。但如果应用预先除碳工艺，在实际操作过程中，碳是作为一种副产品还是精矿，要根据含碳铅锌矿石的性质以及碳与有价金属矿物的嵌布特征，来最终确定对碳产品处理的问题。 预先浮碳在浮碳过程中，必定会有部分细粒、易浮的方铅矿和闪锌矿以及部分连生体进入到碳产品中。在对龙塘矿石进行预先除碳过程中，得到的碳产品中，铅的品位达到5.66%，回收率高达23.03％，导致两个锌精矿混合后有30.87％的铅损失在锌精矿中，使得铅精矿中铅的回收率只有66.13％。天宝山矿石预先除碳所得的碳产品中，铅品位1.50％、回收率4.64％；锌品位2.51％、回收率1.8％，这会影响铅锌的回收率。 因此，这种预先除碳工艺流程中，铅、锌的回收率会低于一般的铅锌分离工艺。通过以上试验研究可以说明，预先除碳工艺在实际工程中是可以被采用的，但要根据含碳矿石的性质来确定最终的工艺流程。 三、结论 （一）两种矿石中所含碳的存在状态不同，龙塘矿石含1.17％的有机碳，占总碳量的10.39％；天宝山石矿含2.61％石墨，占总碳量的60.70％。同时，龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密。 （二）虽然两种矿石中碳的含量和存在状态不同，但采用浮选预先除碳工艺，都可以消除碳对铅、锌选别的影响。经过除碳后再铅锌顺序浮选，两种矿石都可以得到合格的铅、锌精矿。但由于矿石性质的差异，两种矿石所得碳产品的处理方法不同，龙塘矿石所得碳产品1可以合并到锌精矿中，而天宝山矿石所得碳产品2不能利用。 （三）在实际工业应用过程中，应根据含碳铅锌矿石的性质对碳产品进行处理。因为含碳铅锌矿在碳预处理工艺流程中，碳产品中会有部分铅、锌进入其中，所以铅、锌的回收率会低于不除碳直接进行铅、锌顺序分离浮选工艺。

土矿藏的共生联系    为了查明锌的赋存状况，选用KYKY-100B扫描电子显微镜进行研讨，在镜下调查到有适当的一部分难磨颗粒呈层板状，如图4、图5，这类颗粒属胶体凝集的复合矿藏，颗粒上呈现了铅锌碳酸盐矿藏与针铁矿、褐铁矿、粘土等严密共生，且大都为与针铁矿、褐铁矿的共生体，表4的能谱分析成果标明：很多的铁进入锌矿藏中，而很多的锌进入铁的氧化物和粘土中，菱锌矿含铁1.92%，白铅矿含铁3.92%，含铁、锌粘土矿藏含铁30.17%，而锌在褐铁矿平分布达28.74%，在含铁、锌粘土矿藏中占27.81%。对细粒部分进行调查，在这一等级中，锌所占的份额稍大，铁的单矿藏和铁的共生体较多，这是因为铅锌硫化矿藏与黄铁矿构成告知效果在原地风化，保留了原有的相互联系，黄铁矿又被褐铁矿、针铁矿等告知，吸附在起离子交换层效果的粘土表面。别的，从表4的能谱分析数据中还可发现：单体的褐铁矿藏和针铁矿藏含锌量分别为10.71%和2.04%，标明褐铁矿藏和针铁矿藏都具有不同程度的吸附锌离子的才能，褐铁矿的吸附才能更强，这种吸附是发生在矿藏表面双电层的内层，它替代Fe3+配位壳—OH或—OH2上的H+，以共价键或配位键结合在表面，构成内圈表面合作物，并引起表面电荷的改动。这种吸附基本上是不可逆的，只能被亲和力更强的金属离子置换，或在强酸性条件下解吸。［2］为此，进行了硫酸溶浸试验，表5是氧化锌矿石经硫酸溶液拌和效果后滤液中锌的总量与硫酸浓度的联系，明显，溶液中的SO42-可起到把锌(首要是锌离子)从氧化锌矿石中溶浸出去的运载体效果，其浓度的添加可增大锌离子的浸出量，因而也是选用湿法冶金处理氧化锌矿的必要条件。[next]    2  结  语    1.依据化学多元素分析成果，碳酸盐岩型氧化锌矿中ZnO含量占7.93%，如不加以处理使用，就会形成很多资源糟蹋，严重影响了氧化铅锌矿的开发与使用，因而，氧化锌矿石的研讨是有意义的。一方面，可进一步资源化使用，一起可进一步开展铅锌工业。    2.依据化学物相分析成果，锌矿藏氧化率为89.74%，标明该氧化锌矿遭到长时间的氧化和次生淋滤效果，属极难选的氧化矿。[next]    3.光学显微镜下查明：矿石中首要有用矿藏为菱锌矿、异极矿、白铅矿及少数残存的闪锌矿，首要脉石矿藏为褐铁矿、粘土、方解石、白云石、石英等，还有少数赤铁矿、石膏、重晶石等。菱锌矿呈细粒不均匀嵌布的一起，因为菱锌矿不只沿白云石、方解石裂隙充填，还与褐铁矿和粘土矿藏结合，因而在选用物理选矿时还必须充分考虑分选粒度要素。    4.扫描电子显微镜成果标明：铅、锌、铁和粘土矿藏共生，铅锌很多进入褐铁矿、粘土中，硅铁很多进入铅锌矿藏中，若选用浮选的办法，因为铅、锌的碳酸盐矿藏和硅酸盐矿藏与铁的氧化物、粘土严密共生，不易解离至彻底的单体状况，一起使细磨作业发生氧化矿的过破坏现象，浮选作业操控困难，影响浮选目标，这么多的矿藏一起包含在同一种矿石中，又大多为铅、锌、铁、粘生，因而，很难挑选较好的药剂准则，使其有用的把一切的氧化铅锌矿藏回收到精矿中。参考文献：［1］　龚美菱.相态分析与地质找矿［M］.北京：地质出版社，1994.［2］　介晓磊.氧化铁表面磷锌吸附机理［D］.武汉:华中农业大学.1995.称谢    毛德明教师为本作业进行的岩矿判定和扫描电镜研讨给予了最大的支撑，在此深表感谢。 STUDY ON MINERAL TECHNOLOGY OF ZINC OXIDEZHANG Qin,QIU Yue-Qin,TANG Yun,JIANG Sheng-yang(School of Resources and Environment,GUT,Guiyang 550003,China)Abstract：The studies on various analysis and detection methods have shown that the constitution and disseminated relationship of carbonate zinc oxide ore are very complex.The plumbic and zinc mineral,ferric oxide mineral,clay mineral paragenesis and the selective absorption of ferric oxide mineral to zinc are the main reason why it is difficult to flotate zinc oxide.This paper suggests that H2SO4 leach process is an effective method for processing zinc oxide.Key words:zinc oxide;scanning electron microcrope;H2SO4 leach process                                                     (本文责编：李淑琴)

叶雪均     中图分类号：TD925.9      文献标识码：A     纵观国内外氧化铅锌矿石选矿实践［1］，矿石氧化率大都为30％～80％，氧化铅矿藏的浮选现在首要选用硫化浮选法，而氧化锌矿藏除选用硫化浮选法之外，胺类捕收剂法也是首要办法之一，因为运用硫化浮选法分选氧化锌矿藏一般需求加温，因此，胺类捕收剂法直接浮选近几年得广泛使用。氧化锌矿藏分选的难点一般归结为矿泥对氧化剂矿藏的污染和原矿中可溶盐的影响；而SiO2杂质和铅锌互含则是严重影响精矿质量的首要问题。依据材料报导［2］，国外氧化锌矿石的选别目标，精矿含锌36％～40％，收回率60％～70％，最高达78％。我国锌精矿档次平均为35％～38％，单个达40％，收回率平68％，最高达73％，与国外比较，我国在氧化锌矿藏浮选方面的首要距离在药剂用量上。深度氧化的铅锌氧化矿石浮选的可学习材料较少，也是该范畴的一大难题［3］。     本文研讨的氧化铅锌矿石为我国西北某地深度氧化的贫铅富锌难选矿石，铅矿藏比锌矿藏难选。实验针对铅循环中含硅矿藏易浮难抑，铅精矿质量不高，锌循环不脱泥，以强化对矿浆涣散和脉石的按捺等难点进行了具体的探究研讨，提出了用y-2组合剂抑硅和用偏磷酸盐与水玻璃组合强化选锌作业的涣散、按捺效果的新工艺。     1、试样性质和流程计划     1.1试样性质     试样采自某大型白云岩铅锌矿床的氧化带矿石，首要有用矿藏中铅以白铅矿、铅矾为主，少量方铅锌，锌矿藏以铁菱锌矿、菱锌矿、异极矿为主，少量闪锌矿，脉石首要有方解石、重晶石、石英，其次为透闪石、长石、云母、绿泥石、粘土矿藏等。试样的多元素化学分析和铅、锌物相分析成果别离见表1、表2。 表1  试样多元素化学分析成果元素ZnPbCuTFeMgOCaOAsSiO2Al2O3含量/％5.990.980.0087.675.8718.460.3532.627.47     表1、表2数据标明，影响铅、锌精矿质量的首要问题是降硅，因为异极矿的参加，锌精矿质量不会太好；铅物相中存在41.67％的其它铅，因为赋存形状不明，添加了选铅的难度，铅的金属收回率不高；铅、锌矿藏的氧化率别离为91.67％和90.85％，属深度氧化的铅锌氧化矿石。     矿石因为遭受各种因素的激烈风化、蚀变并兼有胶状堆积和重结晶效果进程，形成矿石的结构、组分的杂乱性。有用矿藏呈疏松的集合体、膜状、放射性和土状，矿藏性脆易泥化。铅矿藏首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际且多呈不等粒毗邻嵌镶，少量被脉石包裹。锌矿藏多与褐铁矿组成团块状、脉状交叉胶结脉石矿藏。铅锌矿藏属中、细不等粒嵌布，铅矿藏的嵌布粒度及共生联系比锌矿藏细且杂乱，由细至粗顺次为氧化铅-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％。脉石矿藏的嵌布粒度粗、硬度大。 表2  铅锌矿藏物相分析成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/％0.08 8.330.04 4.170.44 45.830.40 41.670.54 9.153.72 63.651.39 23.560.25 4.24     1.2流程计划断定     以试样性质为依据，别离对试样进行筛、水析粒度测定和多计划的浮选实验得出如下几点启示：一是因为铅锌矿藏氧化率均大于90％，矿石易泥公，有用矿藏嵌布与共生联系比较杂乱，应尽或许简化粒度对分选的影响，实验以保证锌精矿质量和收回率为条件断定磨矿细度为-74μm72％左右。二是因为硫化矿石占有量较少，独自设置一个作业不管从技能经济仍是含后的操作办理均不适合，而先硫后氧的分选计划将添加分选环节，不利于操作操控，因此，以选用先铅后锌即先选铅矿藏后选锌矿藏的准则流程为宜。比照实验成果标明，先铅后锌计划的选别目标比其它计划略高且简化了流程结构。三是对磨矿产品粒度分析成果标明，在-74μm72％条件下，-19μm粒级产品中含锌6.67％，占锌金属量的32.33％，阐明脱泥不利于铅锌收回率的进步，比照实验成果标明，先铅后锌不脱泥准则流程的选别目标高于其它计划，并且具有简化流程内部结构，削减操作操控环节的长处。[next]     2、实验成果分析     实验运用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％，是由条件实验断定的。     2.1铅矿藏浮选实验     氧化铅矿藏浮选的最经典常用的办法是硫化-浮选法，行将氧化铅矿藏预先硫化后用黄药类捕收剂浮选。此工艺的要害是要依据不同的矿石性质发明一个挑选性硫化的矿浆条件。因为本试样中铅矿藏的物相组成杂乱，可浮性纷歧，性脆易泥化，含硅矿藏可浮性好，硫化的挑选性差，选用惯例试剂作调整剂时有很多含硅矿藏上浮，致使铅浮选的数质量目标不抱负，因此寻觅适宜的调整剂就成了氧化铅浮选的要害。研讨环绕涣散效果和按捺含硅矿藏进行了广泛的调整剂探究实验，依据药剂间的协同效应［4］，挑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），并获得了满意的成果。     在其它条件下完全相同的情况下，选用y-2组合剂作铅矿藏粗选调整剂的条件实验和选用惯例调整剂（碳酸钠+水玻璃）的比照成果见图1。     图1成果标明，选用y-2组合剂作氧化负矿藏硫化浮选的调整剂显着优于碳酸钠+水玻璃。以两种不同调整剂用量实验最佳点，碳酸钠+水玻璃用量3600g/t、y-2组合剂用量2700g/t比较较，运用y-2组合剂时铅粗精矿含铅档次要高出2.88％，铅收回率进步5.71％。阐明y-2组合剂为挑选性硫化浮选发明了更好的条件。图1  调整剂用量对铅矿藏选别目标的影响 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按捺剂，成果标明依然有用，与经挑选的其它两种药剂计划比较较，不只能够进步精矿质量，还削减了精选作业次数，阐明该组合剂的确有较强的挑选按捺效果，降硅效果显着，比照成果见表3。     2.2锌矿藏浮选实验     氧化锌矿藏的浮选因为常温下难以获得抱负的硫化效果，胺类捕收剂法得到了广泛的注重和使用。当锌矿藏中异极矿较多时特别如此，但此法对矿泥灵敏，因此一般要求矿浆当选前预先脱泥或具有杰出的矿浆涣散条件。如前所述，本试样中粒度越细含锌档次越高，仅-19μm粒级就占锌金属量的25.19％，脱泥将严重影响锌的收回率，因此涣散就成为了锌浮选的先决条件。实验首要挑选断定偏磷酸盐和水玻璃组合剂作为矿浆涣散和脉石矿藏的按捺剂，经过析因断定二者的配比后进行了用量实验，实验成果见图2。是胺类捕收剂中最常用的活化剂，除有恰当的硫化效果外，经过S2-或S-在矿藏表面的吸附，然后促进胺类捕收剂的吸附，但是实验研讨标明，当用量过多时会使矿浆pH值过高而影响浮选进程的操控。本研讨还对出产实践中常用的四种胺类捕收剂进行了较为具体的研讨比较，图3的数据显现，对本试样而言，四种胺类捕收剂的捕收功能由好到差的次序顺次为：醚胺-混合胺-十八胺-椰油胺。图2  组合试剂用量实验  图3  捕收剂比照实验     2.3闭路实验成果与分析     在条件实验、析因调优和精选实验的基础上进行了归纳条件的闭路实验，实验流程及工艺条件见图4，实验成果见表4。[next]     别离对磨矿产品、闭路实验尾矿进行筛、水析粒度、档次测定与计算得各粒级的铅锌金属量散布和粒级收回率，成果显现，铅的收回率遍及低于锌的收回率且首要损失于终究尾矿中，镜下测定发现以与脉石、褐铁矿呈粒嵌布的其它铅矿藏为主，这是铅收回率低的首要原因。锌的粒级收回率顺次为+74μm80.27％、-74+37μm92.56％、-19+10μm84.02%、-10μm63.27％，阐明实验断定的工艺条件对锌矿藏的收回是有用的。   表3  铅精选计划比照实验成果/％按捺剂计划产品产率档次收回率补白PbSiO2Al2（SO4）3+水玻璃200g/t铅精矿 中矿0.86 5.2738.76 2.7411.9334.01 14.73精选四次ZnSO4+水玻璃1800g/t铅精矿 中矿1.00 5.1535.81 2.3117.4736.54 12.14精选四次y-2组合剂1800g/t铅精矿 中矿0.76 5.4644.31 2.604.8334.36 14.49精选三次  图四  闭路实验工艺流程     3、结语     1、试样为深度氧化的贫铅富锌难选矿石，铅矿藏在嵌布粒度和共生联系方面都比锌矿藏更细，更杂乱；有适当一部分铅矿藏呈微细粒被脉石包裹或嵌生于褐铁矿边际而难以解理，铅物相中有41.67％的其它铅，然后构成了铅矿藏选别目标不高的内涵原因。[next] 表4  归纳条件闭路实验成果/％产品称号产率档次收回率PbZnSiO2PbZn铅精矿 锌精矿 尾矿 给矿0.99 9.81 89.20 100.043.25 1.08 0.50 0.983.89 45.30 1.69 5.995.12 12.11    43.69 10.81 45.50 100.00.64 74.19 25.17 100.0     2、选用先铅后锌不脱泥浮选流程能习惯本矿石的特色，且流程结构简略，环节少，便于出产使用。在磨矿细度-74μm占72％条件下直接顺次浮选铅矿藏和锌矿藏，可获产率为0.99％，含铅43.25％、锌3.89％、SiO25.12％，铅收回率为43.69％的铅精矿和产率为9.81％，含锌45.30％、铅1.08％、SiO212.11％，锌收回率为74.19％的锌精矿。     3、选铅作业选用的y-2组合剂对下降铅精矿中的SiO2含量是有用的，该药剂价廉易得，运用方便，其间的无机试剂组分是浮选常用试剂，有机组分用量低。     4、因为选锌作业不脱泥，因此对矿浆的有用涣散成为选锌作业的条件条件，经过挑选断定的偏磷酸盐和水玻璃组合能较好地满意这一条件。 参考文献 1、胡为柏，浮选，北京：冶金工业出版社，1990，20～100 2、雷勉涵，铅锌选矿技能，南昌：南昌有色设计院情报室，1990，19～22 3、石道民等，氧化铅锌矿的浮选，昆明：云南科技出版社，1992，29～32 4、王淀佐，矿藏浮选和浮选剂，长沙：中南工业大学出版社，430～433

该厂选用的重介质-重选-浮选-重选流程见下图。  图  长坡选矿厂流程图       广西长坡矿床为一种非常复杂锡石-硫化物矿，其中有工业含义的矿藏达十余种之多，主要为锡石、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿等，脉石矿藏为石英、电气石、方解石等。     按所选工艺流程，首要选用重介质选，在旋流器内丢掉占原矿的40%~60%的废石，重产品进入前段重选，得混合精矿（锡石和硫化物），然后全浮脱硫，槽内产品进入后段重选，得锡精矿；前段重选的中矿和矿泥进入贫矿体系全浮脱硫，再进重选产出泥质锡精矿；全浮选的硫化矿进入无浮选别离体系，产出铅锑混合精矿、锌精矿和砷精矿。铅锑混合精矿，可分选为脆硫锑铅矿（只能用冶金办法处理）、砷黄铁（现厂用作重介质加剧剂）。该矿无工艺的浮选条件及生产指标列于下表。   表  大厂长坡选厂无浮选的浮选条件及生产指标  项   目石灰过硫酸铵硫酸铜丁黄药松醇油浮选剂用量/ kg·t-121.52.6710.2430.4050.021生产指标/%原矿档次含Sb 2.34，Pb 3.01，铅锑混合精矿含Sb 20.12，Pb 24.72，尾矿含Sb 0.19，Pb 0.3，回收率Sb为89.49，Pb为85.7

该矿石中含锌、硫、铜、铅、磁铁矿，该矿是一多金属硫化矿。目前该矿厂已建成日处理700吨左右的选矿厂，选矿工艺流程为：浮选选锌、浮选尾矿磁选选铁。    由于原矿含铜，硫已够综合回收品位，现选矿厂生产工艺流程没有综合回收工艺，故选矿厂选出的锌精矿品位含锌精矿品位含锌38~42%左右。锌精矿含钼6~15%，远远超出国家规定锌精矿质量标准，锌精矿含杂超标，不但企业受损、而且造成矿产资源的浪费。    2005年11月，本公司受委托解决该矿生产出锌精矿不合格问题，在试验过程中，工作人员发现该矿中含有铜，可值得综合回收。于是，我们重点进行了原矿中铜的综合回收试验研究，并要求杨家湾铁锌矿再次送样。    2006年2月开始，天宙公司对2006年2月底和2006年3月底两次送来的试验样进行了详细可选性试验研究，现已基本弄清了该矿石特性，矿石中含可溶性铜盐、镉盐，活化了硫化物，因而使全混合浮选硫化物再分离变得十分困难。只有充分利用矿物自然可浮性的差异才能获得满意试验结果。    本次试验做了两方案对比：一、全混合浮选；二、优先浮选、两种工艺流程试验指标如下：   （一）、全混合浮选工艺流程所获指标    锌精矿含锌42.48%，含铜6.78%，锌回收率92.35%。   （二）、优先浮选工艺流程所获指标    铜精矿含铜17.63%、含锌8.09%、铜回收率70.76%。锌精矿含锌44.61%、含铜1.40%、锌回收率85.24%。    采用优先浮选工艺流程，锌精矿达到了质量标准，同时综合回收了伴生铜矿物，试验指标较为理想，为现厂改造提供了参考依据。

小茅山选矿厂始建于20世纪70年代，建厂初期的规划规划为4.5万t/a。20世纪80年代中后期，进行过流程和设备改造，新建了磨浮主厂房。选矿厂发展到现在，已逐步构成了年处理9万t铅锌矿石（日处理量300t/d）的规划。 2005年，因为老矿区的铅锌矿石即将被挖掘完，选矿厂继而处理新矿区矿石。与老矿区不同，新矿区矿石属银铜铅锌多金属矿，铜档次有时可达2％，含银有时达350g/t。 工艺矿藏学研讨标明，新矿区矿石中首要金属矿藏有黄铜矿、斑铜矿、闪锌矿、方铅矿含银辉铋铅矿、黄 铁矿等，属难别离的铜铅锌多金属矿。依据铜铅锌多金属矿的选矿小型实验研讨成果，选矿厂在2005年头进行了流程改造，增加了选铜作业，改造了铅作业和锌作业。在流程改造后，选矿厂很快进人了工业实验。 一、工业实验矿石 新矿区矿体形状杂乱，多处见夹石(矽卡岩、大理岩)，有用组分散布不均。因为出矿点多，矿石档次和性质改变较大，体现最杰出的是各点的含泥量差异很大。一同，因为单位时刻内每个矿点采出量小，现场配矿难度较大。工业实验期间，矿石档次动摇规模为铜1.5％～2.7％、铅4％～7.5％、锌2％～7.5％，银170～350g/t。此外，已堆存近一年的难处理地表矿的配人，更增加了选矿处理难度。 二、矿石工艺矿藏学研讨 代表性矿石的工艺矿藏学研讨标明，矿石中的首要化学组成为氧、硅、钙、硫、铜、锌、铅、银、铁、锰及少数碳、镁、钠、钾、铝等，可供使用的有价元素为铜、锌、铅、银。 代表性矿石的首要化学成分分析成果见表1，化学物相分析成果见表2。原矿含硫5.74％。硫化物中铜、铅、锌和银的占有率别离为97.65％、89.75％、94.37％和86.13％。矿石的氧化程度较低，首要为硫化矿石。 矿石中首要金属矿藏有黄铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、方铅矿、含银辉铋铅矿、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿，另见很少数黝铜矿、硫铋铜矿及银的碲化物；首要脉石矿藏有石英、石榴石（首要为钙铁石榴石）、硅灰石、绿泥石，另见少数方解石一白云石。 黄铜矿是矿石中含量最高的铜矿藏。总体上其嵌布粒度较粗，最大粒度可达200μm，大都为30～60μm之间，亦有微量细粒（－10μm）包裹体嵌布在闪锌矿中。黄铜矿在矿石中的嵌布特征简略，大部分黄铜矿存在于脉石裂隙中，可是部分黄铜矿呈细粒状嵌生在黄铁矿颗粒之间或充填告知黄铁矿，而少数则嵌生在闪锌矿中，这类黄铜矿在磨矿过程中的单体解离十分困难。 矿石中斑铜矿往往与蓝辉铜矿和铜蓝一同告知黄铜矿，在黄铜矿周围构成镶边结构，组成触摸鸿沟简略但连生联系亲近的集合体，部分斑铜矿含少数银。 闪锌矿嵌布粒度多在20～60μm，最大粒度达150μm。闪锌矿内可见有细微的方铅矿包体，也常常被方铅矿告知而使嵌布联系杂乱化。部分闪锌矿内部存在黄铜矿分出物，在必定程度上影响铜、锌矿藏的别离。 矿石中方铅矿均匀粒度多在30～60μm，在与其它重要硫化物构成中粗粒集合体时，其粒度相对较粗。亦常见在脉石的裂隙中呈中粗粒嵌布的方铅矿，在硫化物和脉石中呈中粗粒状嵌布的方铅矿往往在磨矿过程中易于解离。 扫描电镜能谱仪检测标明部分方铅矿含银，但更多情况下则能够看到其内部有银矿藏分出。 辉铋铅矿是矿石中显着含有银的首要载银矿藏之一，矿藏相对含量为0.3％左右，含银量一般改变于0.5％～4％。它或呈中一粗粒状独立沿矿石裂隙充填，或独安闲脉石中呈细粒状嵌布，还有一部分与其它硫化物一同组成集合体。在其它硫化物尤其是方铅矿中还见有多种银矿藏或含银矿藏共生，大都与铅铋硫盐和碲化物有关。这类银矿藏与硫化物（首要是方铅矿）联系极亲近。 大都情况下黄铁矿与各种硫化物组成集合体嵌布在脉石中，常见黄铁矿内部有乳滴状的方铅矿包裹，而碎裂的黄铁矿为黄铜矿告知构成典型的告知剩余结构，这两种嵌布特征都不利于黄铁矿与黄铜矿及方铅矿的解离[1-5]。 三、工业实验 （一）工业实验流程 工业实验选用铜、铅、锌全优先浮选流程，图l为工业实验准则工艺流程。选铜作业选用一次粗选、三次扫选和两次精选流程。选铜捕收剂选用BK901J。选铜尾矿进入铅浮选作业，选铅流程为一次粗选、三次扫选和四次精选流程。选铅尾矿进入一次粗选、三次扫选和三次精选的选锌流程。 原矿选用一段磨矿，进入浮选的磨矿细度为75％-74μm。因为球磨机为MQGl500×3000格子型，简单形成铅的过磨。 （二）工业实验目标 通过一个阶段的调整和改善，断定了终究工艺条件，取得了开始的实验目标。从2005年8月25日到9月5日共处理矿石2800t，扣除因断水或设备修理等原因泊车，返算满负荷工作处理矿量约270t/d，累计原矿档次为铜1.75％、铅5.66％和锌4.64％。所得的累计目标为：铜精矿档次25.53％、铜回收率67.12％，铅精矿铅档次65.24％、铅回收率79.42％，锌精矿锌档次46.43％、锌回收率82.60％。其间，单个班次到达了铜、铅、锌档次和回收率别离为27.85％、75.58％、53.29％和84.18％、81.42％、86.25％的杰出目标。 在断定的工艺流程和操作条件基础上，2005年9～12月的出产目标逐月进步（见图2），12月份，银在铜精矿和铅精矿中的回收率别离到达了24.72％和60.84％。目标标明，所拟定的工艺准则是适合的。 （三）工业实验中遇到的问题和采纳的办法 1、工业实验中遇到的问题 工业实验中遇到了许多问题，首要有： 1）原矿档次和矿石性质动摇比较大。原矿档次动摇规模：铜档次从1.5％到2.7％、铅档次从4％到7.5％、锌从2％到7.5％不等。因为采矿时出矿点多，各点的矿石类型和品种改变大，且随同有不定期的地表矿需求处理，致使矿石性质改变大。因为现场条件约束，不易配矿等。 2）原矿磨矿后次生矿泥多，且不同品种原矿含泥量不同，形成操作不易安稳。磨矿产品粗细不均匀，铅过磨严峻，导致铜精矿的含铅量难以进一步下降。 3）原矿中含木渣等杂质多，一同浮选机叶轮的循环孔比较小，形成浮选机叶轮及盖板上的循环孔常常被阻塞。 4）因为原矿档次改变起伏较大，当原矿档次高时，浮选时刻显得不行，致使铜铅别离欠好，产品互含严峻，产品质量不合格，铜回收率很低。整个作业常常不疏通，分选紊乱。 5）磨矿分级溢流浓度有时偏大，到达43％以上，乃至更高，形成铜铅浮选别离困难。 6）石灰增加体系不能得到有用操控，致使石灰增加量改变大，矿浆pH动摇大，影响浮选作用。 7）部分药剂呈现断药或阻塞等现象。 2、工业实验中采纳的办法 针对上述问题，在工业实验领导小组的安排下，选矿、采矿、设备等部分主管和选矿及其他相关专业技能人员进行了常常性的评论与交流，采纳了如下的首要办法： 1）尽量安稳给矿性质，加强配矿。 2）严格操控球磨机给料，调整球磨机中各种球径的份额，调整操作条件，将一段磨矿细度尽量安稳在75％～80％—74μm。 3）强化铜铅浮选别离的技能要求，将粗选给矿浓度尽量安稳在35％～36％。在原矿档次高时，恰当下降原矿处理量以确保浮选目标。 4）关于浮选矿浆中的木渣问题，在拌和槽中增加阻隔设备。 5）对浮选机进行恰当改造。 6）对锌粗选和精选流程进行部分改造。 7）改善工艺药剂准则。针对原矿性质和档次改变大的特色，调整抑制剂的加药点及用量，然后安稳了铜铅别离的作用，使之不因原矿的改变而动摇。调整铜捕收剂的增加方法和地址。依据实验室实验成果，将铜捕收剂加药点由拌和槽改在参与球磨机中，进步铜的回收率，下降其对后续浮选的影响。 8）改造石灰加药体系，精确操控其增加量，操控矿浆pH，安稳出产条件。 四、结语 （一）选用铜、铅、锌次序优先浮选工艺流程处理小茅山银铜铅锌矿石，在工业出产上得到了长时间安稳运转。在2005年12月目标中得到了含铜24.80％、铜回收率77.0％铜精矿，含铅61.28％、铅回收率75.40％的铅精矿，以及含锌48.47％、锌回收率80.02％的锌精矿。银在铜精矿和铅精矿中的总回收率为85.56％。 （二）有必要对不同矿体的矿石别离进行具体的实验室研讨，断定不同类型矿石的可选性和药剂准则，以进一步辅导出产。 （三）参与本次工业实验的还有北京矿冶研讨总院和苏州市小茅山铜铅锌矿的其他同志。 参考文献 [1]王云，张丽军．杂乱铜铅锌多金属硫化矿选矿实验研讨[J]．有色金属：选矿部分，2007，(6)：1-6． [2]S•布拉托维奇．秘鲁劳拉选矿厂新铜铅别离法的研讨和使用[J]．国外金属矿选矿，2002，(3)：21-25． [3]倪章元，王贤兴．新疆某难选多金属矿的选矿工艺研讨[J]．矿冶工程，2003，23(2)：30-32． [4]张学强．铜与铅锌别离作业药方优化分配的工业实验研讨[J]．甘肃冶金，2003，25：48-50． [5]尹江生，贺锐岗，沈凯宁．铜铅锌铁矿选矿工艺流程研讨[J]．有色金属，洗矿部分，2007，(1)：I-5．

氧化铅锌矿石的组成改变繁复，选矿的难易程度不同极大，矿石受泥化、氧化的程度，对其可选功能以及工艺流程的断定，有很大的影响。本文将介绍一个高度泥化的矿石的选矿工艺研讨成果。 一、矿石性质 石柱氧化铅锌矿是一个残积矿床，极可能是古人采矿的抛弃物料堆积而成，矿石档次不高，终年遭受泥化并氧化，致使氧化程度极深，含泥量极高。 （一）多元素及物相分析 原矿化学组成与锌物相分析成果别离见表l、表2。矿石的铅、锌档次均不高，且氧化率极高。锌的氧化率高达95.4％，并且有36％为硅酸盐和铁酸锌等，可浮性较好的碳酸锌类仅59.3％。矿石中还含有约12％的铁，相当于褐铁矿藏类约占矿石概量的20％左右。在构成矿石氧化带的进程中，褐铁矿常常吸附、交流锌离子，这也是矿石中铁酸锌相含量高的原因。 依据工艺矿藏学的研讨，矿石中首要的金属矿藏为异极矿、菱锌矿及少数白铅矿，脉石矿藏首要是石英、褐铁矿、绿泥石等。 （二）矿石的粒度组成 对未经破碎的原矿样进行了筛析与水析，其成果列于表3。矿石的另一大特色就是泥化特别严峻。未经破碎的原矿，-74μm的等级金属散布率就占T67.26％，-10μm等级金属散布率高达77.25％，-5μm等级产率有45.6％，这在一般矿石中是极为罕见的。-5μm等级中锌金属散布率有22.75％，这一部分金属明显难以收回。 （二） 矿藏的嵌布特征 在工艺矿藏学研讨中，选用电子显微镜分析测定了氧化锌矿藏的产出粒度和嵌布状况，发现矿石中氧化锌矿藏的产出粒度极不均匀。一些单体氧化锌的粒度可达1-2mm，也有不少氧化锌矿藏的粒度只需3-5μm，它们大都是被氧化铁矿藏包裹或与之连生。微细粒、呈包裹状的氧化锌矿藏，也会形成收回困难。 二、氧化锌矿藏收回工艺研讨 为了收回矿石中的氧化锌矿藏，咱们选用惯例的胺法浮选工艺，并对影响胺法浮选的首要要素进行了研讨。 （一）矿泥问题 胺法浮选氧化锌，最重要的影响要素是矿泥，一般来说，选用胺法浮选之前是需求脱除矿泥的。近来有不少关于不脱泥直接浮选氧化锌的报导，但真实在出产上完成了的选矿厂依然为数不多。事实上，胺法浮选并不是彻底不答应矿泥存在，因为旋流器脱泥，总不会把－5μm细泥悉数脱除洁净，矿浆中总有必定数量的－5μm细泥，仅仅关于不同的矿石，答应存在的这种细泥是不尽相同的，这就是为什么有的矿石能够做到不脱泥浮选，而另一些矿石却做不到的重要原因之一。石柱氧化矿石的含泥量特别高，不脱泥浮选明显是困难的，咱们对此进行了研讨。 1、原生矿泥有必要脱除 原矿含－l0μm粒级产率高达48.44％，矿石破碎磨矿后直接浮选，在矿浆浓度为20％-25％时，矿浆在浮选槽内是糊状，无法进行浮选。因而，采纳将原矿在破碎前就进行洗矿、脱泥的方法，先除掉很多的原生矿泥。实验室选用Φ30mm旋流器在压力为245kPa的条件脱除矿泥。脱泥状况列于表4和表5。可见，洗矿脱泥后，能脱出大部分矿泥，其产率在50％以上，锌丢失率在25％左右，矿泥中绝大部分是微细粒，-5μm粒级占矿泥的78％，锌丢失占矿泥中锌总丢失的80％，这部分物料明显不该进人选矿作业。 2、次生矿泥的影响 原生矿泥脱泥后，再破碎、磨矿然后浮选氧化铅和氧化锌。磨矿时，又生成了一些次生矿泥，是否需求脱除，也进行了研讨比照，实验成果列于表6。不脱除次生矿泥，是能够进行胺法浮选氧化锌的，粗精矿含锌17.33％时，浮选作业收回率达73.72％(对原矿为57.06％)，这阐明次生矿泥的搅扰要比原生矿泥小得多；一起，依据对脱除原生矿泥的成果(表1、2、3)核算可知，在脱除原生矿泥时，-5μm的脱除率为89.32％，脱出量为40.73％，仍有4.87％的-5μm原生矿泥残留在洗矿沉砂中，磨矿后不脱泥就浮选氧化锌，它们也并没有损坏浮选进程，由此证有用胺法浮选氧化锌时，是答应在矿浆中存在必定数量的矿泥的。可是，脱除次生矿泥后，尽管矿泥产率有10％-15％，锌丢失5％以上，依然改进了浮选目标，使收回率略有进步，这也阐明-10μm细泥依然有必定的搅扰作用，并且这些细泥中的氧化锌在浮选时是难以进入精矿的。 （二）捕收剂问题 1、矿样中氧化锌矿藏的可浮性极差，需很多捕收剂才干较好地浮游一般选用长碳链榜首胺来浮选氧化锌矿石，胺的用量大多在100-300g／t，但石柱这个以硅质脉石为主的氧化锌矿石，在上述用量下氧化锌基本不上浮(见图1)，只需当一次参加600g／t以上的十八胺后，氧化锌才有较好的收回率，这明显是与这些矿石长时间堆积受激烈泥化、氧化有关。2、选用油酸与十八胺混合运用，能够改进浮选目标，大起伏削减胺的用量 选用混合胺，或许将胺与黄药、胺与其它螯环类阴离子捕收剂混用，能够改进氧化锌矿石的浮选目标，可是，还没有见过将胺与脂肪酸混用的报导，这是因为大都氧化锌矿石总是含有较多的碳酸盐脉石的原因。针对石柱氧化锌矿石中碳酸盐脉石少的特色，咱们测验将胺与油酸混用，取得杰出的作用。实验成果列于表7。添加50g/t油酸与十八胺合作，能够使十八胺的用量削减1/3(200g/t)，与独自选用600-800g/t十八胺比较，收回率进步5％-8％。可是进一步进步油酸用量，并不能替代十八胺，也没有更多地改进浮选目标。 咱们的研讨标明，将胺与油酸组成混合捕收剂、运用，关于某些氧化锌矿石的浮选是有好处的。 （三）硫化剂问题 与捕收剂耗量特大的状况相反，石柱氧化锌矿石浮选时，对的需求量不大。实验成果见图2。选用2000gt就能取得很好的浮选成果，这在氧化锌矿石浮选中是不多见的。因为实验中咱们选用的捕收剂是十八胺+油酸的组合捕收剂，很可能是适量参加油酸后，也能使用量有所下降。 （四）氧化铁矿藏的影响 矿石含有较多的氧化铁矿藏，首要是呈褐铁矿的形状存在，它们对浮选目标的影响表现在两个方面，一是耗费药剂，二是添加锌的丢失。选用强磁选除掉大部分氧化铁矿藏之后，再进行氧化锌浮选，能够改进浮选目标(见表8)。与不磁选除铁比较较，除铁后能够使胺的用量削减1／3，这标明褐铁矿藏是耗费浮选药剂的；别的，铁产品中的锌档次比较高，阐明褐铁矿中包裹有极细的氧化锌矿藏，有的锌可能是呈类质同像状况存在，这些锌不可能收回到氧化锌精矿中。可是，浮铅尾矿不磁选，直接脱泥选氧化锌，只需较大起伏地添加和捕收剂用量，浮选作用也与浮铅尾矿磁选脱泥后选氧化锌作用共同。添加药剂用量与添加强磁选作业比较较，仍以添加药剂用量为妥。 三、合理的工艺流程 经过实验研讨，断定选用图3所示的工艺流程处理石柱的氧化锌矿石。(一)预先脱除原生矿泥。既能够改进浮选目标，又能够削减选矿厂处理量达50％，还能够确保碎矿流程疏通。 (二)建立氧化铅浮选循环。选用简略的药剂收回一部分氧化铅矿藏，进步经济效益。 (三)不选用磁选除铁，而选用第2次脱泥作业。脱除次生矿泥，能够确保出产安稳进行，又不致使流程过于杂乱。 四、结语 （一）关于含原生矿泥(-10μm)高达50％、严峻泥化、氧化的氧化锌矿石，成功地进行了浮选，研讨得出了合理的工艺流程。 （二）在胺法浮选氧化锌的工艺中，矿泥的影响是很大的，其间，原生矿泥的影响比次生矿泥大得多。浮选进程中能答应必定数量的矿泥存在，但不能太多。 （三）褐铁矿对氧化锌的浮选也有比较大的搅扰。 （四）选用新的捕收剂组合--将油酸与胺混用，能够改进浮选作用，下降药剂耗费，对一些钙镁矿藏含量较少的矿石，是很有含义的。 参考文献 [1]孙传尧．当代世界的矿藏加工技能与配备—第十届选矿年评(王福良等．铅锌矿石选矿)[M]．北京：科学出版社，2006．87-1 18． [2]孙传尧．当代世界的矿藏加工技能与配备—第十届选矿年评(朱建光．选矿药剂)[M]．北京：科学出版社，2006，378-392． [3]石道民．杨敖．氧化铅锌矿石浮选[M]．昆明：云南科技出版社，1996．87-118.

硫化铅锌矿石可分为铅锌矿、铅锌硫矿、铅锌萤石矿、单一铅矿或单一锌矿，后者罕见。    1.方铅矿（PbS）     含Pb86.6%，立方晶体结晶，一般晶体比较完好，方铅矿中常含有Ag，Cu，Fe，Sb，Bi，As，Mo等杂质。     常用的捕收剂是黄药和黑药，研讨标明，在PH较大的方铅矿易为乙黄药浮起，黄药在方铅矿表面发作化学吸附，吸附产品是黄原酸铅。白药和乙硫氮对方铅矿也有挑选捕收作用。     浮选方铅矿最适合的PH值为7~8，一般用碳酸钠调理，因石灰对方铅矿有必定按捺作用，重铬酸盐或铬酸盐是方铅矿特效按捺剂，它们在方铅矿表面构成难溶的多分子层，使表面亲水受抑，被重铬酸盐按捺过的方铅矿，要在等酸性介质中，用氯化钠处理才干活化，对方铅矿有激烈按捺作用，这是由于硫化铅的溶解度远小于黄原酸铅；别的，S2-离子还能从矿藏表面解吸已吸附的黄药阴离子。    2.闪锌矿（ZnS）     含Zn67.1%，依据其含杂质不同，闪锌矿有许多种变种。外观色彩不同也很大，一般为褐色，也有黑色的（铁闪锌矿），甚至有无色的。     黄药是闪锌矿浮选的捕收剂，用短链黄药直接浮选闪锌矿，大都状况下不浮或只要较低回收率，而含有5~6个碳的高档黄药在PH不高时才可获得较高回收率。但经Cu2+活化后的闪锌矿可用初级黄药浮选，黄药在闪锌矿上吸附产品是黄原酸锌吸附层，此外，黑药也是闪锌矿的捕收剂。     许多金属离子如Cu2+，Hg+，Ag+，Pb2+，Cd2+等均对闪锌矿有活化作用，但最常见的是硫酸铜，Cu2+活化闪锌矿的反响随矿浆PH值而变，酸性介质活化最好，碱性虽发作浮选，但目标不如酸性；中性介质呈现了比不加Cu2+浮选更差的现象。这是由于Cu2+生成了CuOH+，Cu（OH）2或Cu2（OH）22+之类的亲水化合物，或黄药与液相中的铜离子反响生成，耗费了黄药，导致闪锌矿受抑。     闪锌矿往往自发活化，由于含有铜杂质，或在磨矿过程中吸附矿浆中的Cu2+而被活化，这是形成闪锌矿与其他矿藏别离困难的原因之一。     硫酸锌是闪锌矿的首要的作用较好的按捺剂，关于浮选活度大，或通过活化的闪锌矿，用与硫酸锌混协作按捺剂。、盐和硫代硫酸盐等也是闪锌矿的按捺剂。近年来，某些厂矿也选用SO2作为闪锌矿的按捺剂。

Abstract: We compared the lead zinc ores’properties from two places, Sichuan and Inner Mongolia. Predecarbonization was used to remove carbonaceous material in the two ores. And then the selective flotation for lead and zinc was adopted. We compared the effects coming from the process flow above. The results showed that the carbonaceous material in Sichuan Longtang ore was organic carbon and in Inner Mongolia Tianbaoshan was graphite. Using predecarbonization to the two ores could remove carbonaceous material. The carbon product 1 gained from Longtang ore could be mixed with zinc concentrate. But the carbon product 2 gained from Tianbaoshan ore could not be utilized at all.    如何消除含碳多金属硫化矿石分离过程中碳的影响，一直是国内外选矿研究的难题之一。由于碳的可浮性好，会随着铅、锌一起浮出，并且由于矿物之间致密共生、互相嵌镶，有些铅锌矿石铅锌分离本身就存在一定的困难，再加上碳的干扰，会严重影响铅锌矿的选别效果，影响铅、锌精矿品位。    四川龙塘铅锌矿为一较典型的沉积-改造成因的层控型铅锌矿床，其中含有大量的藻层纹石、叠层石白云岩及含藻白云岩[1-2]，大量菌藻存在是龙塘铅锌矿中碳的来源。该矿区矿石中的碳以有机碳形式存在。     内蒙古天宝山铅锌矿处于狼山-渣尔泰矿带，此矿带是我国北方重要的多金属成矿带。[3-5]该矿区赋矿围岩是一套海相沉积岩，因为静水深海沉积的缺氧还原环境，形成了高含量的碳质沉积。该矿区矿石中的碳主要以石墨形式存在。     以上两个矿山都存在铅锌矿石中含碳的问题，由于碳的可浮性好，它的存在造成铅、锌选别指标差，经济效益低。比较两种矿石的矿石性质后，对两个矿石中的碳分别进行了除碳处理，目的是比较不同性质的含碳铅锌矿石采取相同除碳工艺后，铅、锌选别指标的变化，以及比较分析铅锌矿石中所含的易浮碳对铅、锌浮选的影响。    一、矿石性质研究对比     四川龙塘含碳铅锌矿石(以下简称龙塘矿石)是硫化铅锌矿石，其中硫化物中的铅占铅总量的96.09％，硫化物中的锌占锌总量的96.19％。内蒙古天宝山含碳铅锌矿石(以下简称天宝山矿石)也是硫化铅锌矿石，其中，硫化物中的铅占铅总量的92.03％，硫化物中的锌占锌总量的98.74％。分别对两种矿石进行了化学分析，结果见表1。由表1可看出，两个矿石中有价金属均为铅、锌，且都具有工业开采的价值。其中，龙塘铅锌矿中铅、锌品位分别为1.23％、8.78％；天宝山矿石铅、锌品位略低于龙塘石矿铅锌的品位，分别为1.12％、5.58％。两种矿石中都含碳，且含碳量差别较大，龙塘矿石的含碳量达到11.26％，而天宝山矿石的含量只有4.30％。两种矿石化学成分的另一个主要区别是硫的品位，龙塘矿石硫品位为4.68％，而天宝山矿石硫品位达为25.95％。     两种矿石的矿物组成见表2。由表2可看出，虽然两个矿石中都有碳，但碳的存在形式不同。龙塘矿石中总碳含有11.26％，有机碳在矿物组成中占1.17％，结合表1数据，可计算出有机碳占总碳量的10.39％；其他的碳主要含在白云石和方解石等脉石中，其中自云石中所含碳占总碳量的87.47％，方解石中所含碳占总碳量的3.56％，这部分碳基本不会影响铅、锌的浮选。天宝山矿石总碳含量为4.30％。石墨在矿物组成中占2.61％，占总碳量的60.70％，其他含碳的脉石主要为方解石，占总碳量的39.35％。由以上对比分析可见，天宝山矿石中易浮的碳含量要高于龙塘矿石中易浮的碳含量。因此，碳对天宝山矿石的影响要高于对龙塘矿石的影响。    为考察和比较不同矿石中碳与其他矿物的关系，进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明，龙塘矿石中的有机碳分布比较广泛，中细粒有机碳常嵌生在脉石矿物中，有机碳多与闪锌矿紧密共生，或沿粗粒闪锌矿裂隙中嵌生，或呈微细粒沿闪锌矿周边嵌生，此外也有少量的有机碳以细粒一微细粒包裹的形式嵌生在闪锌矿中。磨矿时，部分有机碳与闪锌矿充分单体解离比较困难。天宝山矿石中，大多数石墨嵌布粒度比较细，多呈细小片状嵌布在脉石矿物中，也有部分与闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿等金属矿物紧密共生。少量结晶较差的石墨嵌布在闪锌矿中或与闪锌矿紧密共生，二者充分解离比较困难。     综上所述，龙塘矿石和天宝山矿石中均含碳，但碳的形式、含量以及与脉石矿物结合程度均不相同。龙塘矿石含有机碳，而天宝山矿石中含石墨。有机碳占龙塘矿石中总碳的比例小于石墨占天宝山矿石中总碳的比例。龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密，也有相当部分与铅、锌矿物共生。     二、除碳工艺研究及对比     针对矿石性质以及矿石中碳嵌布特点，为避免矿石中的碳对后面的铅、锌选别造成影响，对两种矿石进行了预先浮选除碳工艺小型试验。在进行详细条件试验的基础上，分别进行了闭路试验，闭路实验的原则流程以及产品的结果见图1。    浮选闭路时，不同矿石的详细流程有所不同。对龙塘矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选四次精选的预选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选。对天宝山矿石，除碳流程为一次粗选一次扫选一次精选；铅浮选为一次粗选一次扫选三次精选；锌浮选为一次粗选一次扫选三次精选。     由图1A图所列出的试验结果可以看出，由于龙塘矿石中碳和锌的紧密嵌生，碳产品1中锌的含量高达46.25％，同时回收率也达到22.36 %。可将碳产品1作为一个锌精矿，但其中的铅的品位为5.66％，不符合锌精矿的质量要求。将它与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合作为总的锌精矿，成为含锌50.37％、回收率95.34％的合格锌精矿，其中含铅品位为1.94％，回收率为30.87％，这样才能具有最优的工业生产价值，同时也可以消除碳对铅锌浮选的影响。除碳后，进行铅锌顺序浮选，可以得到品位为71.76％、回收率为66.13％的铅精矿，其中含锌品位为6.50％、回收率为0.71％。     由图1B图所示，对于天宝山矿石，采取预选除碳工艺消除了碳对铅、锌浮选的影响，得到合格的铅、锌精矿。其中，铅精矿铅品位达到64.08％、回收率71.09％，锌品位为2.88％；锌精矿锌品位为50.55％、回收率88.35％，铅品位为0.29％。     由于在两种矿石中硫含量差异很大，在天宝山矿石中所含的硫比龙塘矿石中的硫高出4倍还多。因此，黄铁矿对天宝山矿石在浮选过程中的影响，要远高于龙塘矿石。天宝山矿石采用预先除碳工艺后，得到的碳产品2中，用肉眼就可见大量的黄铁矿颗粒。最终的产品显微镜下观察发现，该碳产品2中除了石墨外，金属矿物主要为黄铁矿，其矿物相对含量接近40％；其次为闪锌矿、方铅矿和磁黄铁矿，脉石矿物主要为微细粒的云母和方解石。由于碳产品2中有大量的黄铁矿存在，没有成为铅精矿或锌精矿的可能。而龙塘矿石采用预除浮碳工艺后，碳产品1中除有机碳外，主要金属矿物为闪锌矿，其次是方铅矿和少量的黄铁矿，其他的脉石矿物很少。多数闪锌矿以细粒单体或与有机碳组成细粒连生体的形式产出，碳产品1中锌的品位能够达到低级别锌精矿的要求，同时也没有黄铁矿的干扰。因此，最终与除碳后铅锌顺序浮选得到的锌精矿混合，作为一个总的锌精矿产出。     由以上两个实际矿石试验可以看出，由于碳的天然可浮性好，铅锌矿中如果有大量碳的存在，确实影响铅、锌的品位和回收率。采用预先除碳的流程，使天宝山矿石和龙塘矿石都达到了除碳的目的，消除了碳对铅浮选影响，并得到合格铅精矿以及锌精矿。但如果应用预先除碳工艺，在实际操作过程中，碳是作为一种副产品还是精矿，要根据含碳铅锌矿石的性质以及碳与有价金属矿物的嵌布特征，来最终确定对碳产品处理的问题。     预先浮碳在浮碳过程中，必定会有部分细粒、易浮的方铅矿和闪锌矿以及部分连生体进入到碳产品中。在对龙塘矿石进行预先除碳过程中，得到的碳产品中，铅的品位达到5.66％，回收率高达23.03％，导致两个锌精矿混合后有30.87％的铅损失在锌精矿中，使得铅精矿中铅的回收率只有66.13％。天宝山矿石预先除碳所得的碳产品中，铅品位1.50％、回收率4.64％；锌品位2.5i％、回收率1.8 %，这会影响铅锌的回收率。因此，这种预先除碳工艺流程中，铅、锌的回收率会低于一般的铅锌分离工艺。通过以上试验研究可以说明，预先除碳工艺在实际工程中是可以被采用的，但要根据含碳矿石的性质来确定最终的工艺流程。     三、结论     （一）两种矿石中所含碳的存在状态不同，龙塘矿石含1.17％的有机碳，占总碳量的10.39％；天宝山石矿含2。61％石墨，占总碳量的60.70％。同时，龙塘矿石中的有机碳与锌矿物结合紧密，而天宝山矿石中的石墨多与脉石结合紧密。     （二）虽然两种矿石中碳的含量和存在状态不同，但采用浮选预先除碳工艺，都可以消除碳对铅、锌选别的影响。经过除碳后再铅锌顺序浮选，两种矿石都可以得到合格的铅、锌精矿。但由于矿石性质的差异，两种矿石所得碳产品的处理方法不同，龙塘矿石所得碳产品1可以合并到锌精矿中，而天宝山矿石所得碳产品2不能利用。     （三）在实际工业应用过程中，应根据含碳铅锌矿石的性质对碳产品进行处理。因为含碳铅锌矿在碳预处理工艺流程中，碳产品中会有部分铅、锌进入其中，所以铅、锌的回收率会低于不除碳直接进行铅、锌顺序分离浮选工艺。     参考文献 [1]  徐旃章，等.四川盐边龙塘铅锌矿资源调查与评价[M].成都：成都科技大学出版社，1993：123-145. [2]  朱创业，张寿庭，等.菌藻在四川龙塘铅锌矿成矿过程中的作用[J].成都地质学报，1993，3(20)：75-81. [3]  冯俊生.含碳铅锌多金属矿石除碳工艺[J].国外金属矿选矿，2001，(6)：6-8. [4]  冯俊生.含碳铅锌多金属矿石除碳工艺的分析[J].黄金科学技术，2001，9(2)：33-36. [5]  柳振江，王建平，付超，等.内蒙占甲生盘铅锌硫矿床地质特征及成矿机制研究[A].第九届全国矿床会议论文集[C].2008，II：269-270.

某高碳、高硫复杂难选铅锌矿石选矿工艺研究   郭亮明 王庚辰 李跃林 何海涛   摘要：对内蒙古某高碳、高硫铅锌矿石试验研究表明，该矿石属复杂难选铅锌矿石，矿物之间及其与脉石之间呈粗中细极不均匀嵌布，不易单体解离；矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程，且油药耗量大；铅锌矿物可浮性差，浮游速度慢；矿石中的硫铁矿易浮，较难抑制；锌矿物以铁闪锌矿为主，影响锌精矿品位的提高。经多种工艺方案的探索试验，最终确定采用以浮选为主的流程，并试制出新的浮选药剂A3、M3，试验取得了较好的选别指标。   关键词：高硫；高碳；复杂难选铅锌矿石；新药剂   中图分类号：TD925.9         文献标识码：A   受内蒙古某公司的委托，对其下属矿山的铅锌矿石进行铅锌分离，产出单一铅锌精矿和锌精矿，要求重点研究锌矿物的回收，同时尽可能产出合格铅精矿。   1 矿石性质   矿石的金属物主要为黄铁矿、铁闪锌矿，其次为磁黄铁矿、方铅矿。脉石物以石英、硅酸盐矿物、方解石为主，其次为石墨（碳质）。其中铁闪锌矿是矿石中最主要的锌矿物，呈不规则状、他形粒状集合体，粒度粗细不均，一般为0.02～2mm，属粗中细极不均匀嵌布；方铅矿主要呈不规则粒状，粒度较细，一般多在0.1mm以下，与铁闪锌矿的嵌布关系特别密切；硫铁矿是矿石中含量最高的金属硫化矿物，以黄铁矿为主，其次为磁黄铁矿。粒度一般在0.1～2.0mm，属中粗粒嵌布。与铁闪锌矿嵌布关系最密切，其次为方铅矿、氧化铁等矿物；碳质大多呈鳞片状、微细粒状散步于闪锌矿、方铅矿中。原矿多元素分析结果见表1。   表1  原矿多元素分析结果/%元素PbZnSFeCuCdCCaOAl2O3SiO2MgOAuAg含量2.459.5029.6724.970.0110.0247.145.282.3012.032.70＜0.14.21    Au、Ag品位单位为g/t，下同。   2 浮选试验   2.1 浮选流程方案选择   对铅锌硫复杂硫化矿石，仅考虑回收铅锌，目前国内外铅锌矿浮选产出单一产品的流程方案有：优先选铅、再选锌，铅锌等可浮-再分离、后选锌，铅锌全混合浮选、再分离等三种流程方案。   原矿性质研究表明，矿石中碳质、次生矿泥含量较高，且部分碳质极为易浮，如采用铅锌等可浮和铅锌全混合浮选两种流程，将对整个浮选过程干扰较大，影响铅锌浮选指标。因此，应尽量让部分易浮的碳质脱除或随铅优先选出，以保证锌精矿质量。矿石中含硫铁矿亦较高。硫品位达29.67%，具有一定的综合回收价值，但受价格、销售等因素影响，合同未要求回收这部分硫铁矿。初步试验证明，大部分硫铁矿可浮性好，极难抑制，如采用铅锌等可浮和铅锌全混合浮选，部分硫铁矿的上浮会降低铅锌矿物的可浮性，延长其浮选时间，而且未受抑制的易浮硫铁矿上浮后吸附了捕收剂，给后续分离带来更大的困难。如果采用优先选铅、再选锌流程则可缓解上述矛盾。另外，矿石中主要金属矿物之间呈粗中细极不均匀嵌布，需阶段磨矿才能单体解离，若采用一段磨矿会使部分铅锌矿物过磨，降低浮游速度，延长浮选时间。为保证铅锌矿物的可浮性并结合选矿厂实际情况，决定采用两段磨矿方式。   综上所述，确定浮选试验的原则流程为：采用两段磨矿方式，脱碳或不脱碳优先选铅，再选锌的工艺流程。   2.2 浮选探索试验   经大量探索试验证明，该矿石中铅矿物嵌布粒度细，锌矿物嵌布粒度呈粗中细不均匀嵌布，均不易完全单体解离；铅、锌矿物可浮性差，浮选速度慢，需要较长的浮选时间，尤其选铅时铅矿物不易矿化且终点不明显。采用新药剂M3作捕收剂能提高铅锌矿物的可浮性，缩短浮选时间。矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程，影响铅锌矿物选别指标；矿石中的高碳质可浮性好，极难抑制，为了减弱碳质干扰，选铅前进行了脱碳和不脱碳对比试验，试验结果表明，铅粗精矿品位基本相当（分别为11.03%和10.95%），但脱碳的铅粗精矿回收率比不脱碳铅粗精矿回收率低6.06%，脱出的碳含铅、锌较高（铅4.64%、锌7.00%），损失铅回收率6.06%、锌回收率2.22%。为考察脱碳对铅精矿品位的影响，其后又对脱碳后的铅粗精矿品位的影响，其后又对脱碳后的铅粗精矿进行了三次精选，多次试验结果表明，铅精矿品位仍在27%～37%，未达到合格产品的要求。从简化流程结构、降低成本考虑，确定选铅前不脱碳；为了进一步考察提高铅精矿品位的可能性，对铅精选还进行了铅粗精矿再磨，添加脉石分散剂试验，三次精选后，铅精矿仍未达到合格产品，故确定选铅不进行再磨，将再磨放至选锌回路；硫铁矿含量高，易浮，较难抑制，经多种抑制剂比较得出，还是采用石灰对硫铁矿抑制效果较好。   经多种浮选药剂的单用、混用探索试验，最终确定选铅调整剂采用石灰、A3抑制锌矿物和硫铁矿效果较好，选锌调整剂仍采用常规的石灰、硫酸铜较合适，铅、锌选别采用同一捕收剂M3和起泡剂松醇油   2.3 主要工艺参数对浮选指标的影响   2.3.1 铅粗选指标与原矿磨矿细度关系   原矿磨矿细度对浮选至关重要。图1为铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系。图1 表明，随着磨矿细度的增加，铅粗精矿铅的品位基本相当，铅的回收率升高，含锌降低，但过磨会降低部分铅的浮游速度，延长浮选时间，故确定原矿磨矿细度为88%-74µm。   图1  铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系 1—铅回收率；2—锌回收率；3—铅品位 [next] 2.3.2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系   图2为锌粗选指标与硫酸铜用量的关系。图2表明，随硫酸铜用量增加，锌粗精矿品位降低，锌回收率升高，但硫酸铜用量增大到一定程度，锌回收率反而下降。为了避免硫酸铜不足导致精选时掉槽，选用硫酸铜用量为600g/t·原矿。   图2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系 1—锌回收率；2—锌品位   2.3.3 锌粗精矿再磨细度对锌精选Ⅰ指标的影响   图3为锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系。图3表明，在-43µm粒级，铁闪锌矿单体解离度达不到90%；方铅矿、黄铁矿的单体解度亦较低，部分连生体影响锌精矿品位。图4为锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系。图4表明，随着再磨细度的增加，锌精矿品位增加，说明细磨有利于锌矿物的单体解离，但细度增大到一定程度，部分锌的可浮性变差，浮游时间延长。综合考虑，确定再磨细度为95%-43µm 。   图3  锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系   图4  锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系   [next] 2.4 闭路试验   在条件试验的基础上，闭路试验对部分药剂进行适当调整。为了减少铅、碳、矿泥对锌精矿质量的影响，保证锌精矿的回收率，选铅时应尽量将大部分碳质、次生矿泥选入铅精矿，并对铅进行三次精选，以降低锌在铅精矿中的损失。闭路试验流程见图5，结果见表2，其后又按图6流程进行了铅中矿再磨后返回粗选的闭路试验，结果见表2。   图5  锌粗精矿再磨闭路试验流程   表2   闭路试验结果/%方   案产品名称产   率品    位回  收  率PbZnPbZn锌粗精矿 再 磨铅精矿 锌精矿 尾  矿 原  矿7.53 17.16 75.31 100.020.20 1.18 0.85 2.365.86 46.89 1.35 9.5064.35 8.57 27.08 100.04.64 84.66 10.70 100.0锌中矿 再 磨铅精矿 锌精矿 尾  矿 原  矿7.48 16.77 75.75 100.020.79 1.00 0.91 2.415.95 47.61 1.40 9.4964.47 6.95 28.58 100.04.69 84.13 11.18 100.0   图6  锌中矿再磨返回锌粗选闭路试验流程     根据试验结果，采用锌粗精矿再磨和锌中矿再磨后返回锌粗选，两工艺流程指标相当，但前者流程操作不稳定，具体体现为，磨矿量大；随流程循环的延续，锌矿物的浮游速度变慢，浮选时间延长；锌矿物在精选中易掉槽；锌粗选、精选硫酸铜耗量比条件试验时耗量大。采用后者克服了上述不足之处，操作稳定，故推荐锌中矿再磨会返回锌粗选的工艺流程作为选矿厂生产的技术依据。   3 重选   根据其各种矿物密度差异，将锌中矿再磨后返回锌粗选的闭路试验产品高碳铅精矿直接进行摇床重选，以考察产出合格铅精矿的可能性。表3为摇床分选试验结果。由表3结果可见，对浮选所获得低品位铅精矿采用摇床分选可以产出铅品位达58.43%的部分合格精矿。作业回收率低是由于铅矿物嵌布粒度细，受磨矿细度的限制，单体解离度偏低，部分铅的连生体进入中矿和尾矿。如现场条件许可，可将浮选铅精矿先再磨。如现场条件许可，可将浮选铅精矿先再磨重选，进一步提高铅精矿作业回收率。   表3   摇床分选试验结果/%产品 名称作业 产率品   位作业回收率PbZnPbZn铅精矿 中  矿 尾  矿 给  矿14.47 61.95 23.58 100.058.43 13.33 14.67 20.173.91 7.07 6.25 6.4241.91 40.94 17.15 100.08.81 68.23 22.96 100.0   4 结语   1、探索试验结果表明，该矿石铅、锌矿物可浮性差，浮游速度较慢，采用捕收剂M3可提高铅、锌矿物的可浮性；部分铅、锌矿物因嵌布粒度较细，需阶段细磨，但受磨矿条件的限制，磨矿细度达不到单体完全解离，影响铅、锌精矿品位的提高；矿石中的高碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程；同时使整个浮选过程油药耗量大，为了减弱碳质的影响，部分易浮的碳质随铅优先选入铅精矿；矿石中高硫铁矿易浮，较难抑制，经比较，还是采用石灰抑制效果较好。   2、浮选试验最终确定将原矿磨至88%-74µm，在石灰介质条件下，添加调整剂A3、捕收剂M3和松醇油进行优先选铅，铅粗精矿经三次精选产出高碳铅精矿；选铅尾矿添加石灰、硫酸铜、M3及松醇油选锌，并分别对锌粗精矿再磨和中矿再磨两种流程方案进行了闭路试验，均取得了锌精矿锌品位47%左右、锌回收率84%以上的较好指标，但浮选铅精矿未获得合格产品。两种方案的指标相当，但锌中矿再磨后返回锌粗选的流程结构合理，磨矿量少，操作方便，推荐其作为选矿厂生产的技术依据。   3、为考察产出合格铅精矿的可能性，将浮选闭路产品的高碳铅精矿进行了摇床重选，获得了铅品位58.43%的部分铅精矿。此措施可作为选矿厂今后回收部分铅矿物的技术储备。   4、新研制的调整剂A3对易浮的锌矿物、硫铁矿具有较强的抑制作用，对铅矿物有一定的活化作用；捕收剂M3对铅、锌矿物捕收能力强、选择性好，且能提高铅、锌矿物的浮选速度、改善浮选泡沫状态。制备两种药剂原料来源广，无毒、无味，易溶于水，现场添加方便。

铁矿石的脱磷，主要有以下工艺： 反浮选 选择性聚团 -------反浮选 选择性絮凝 --------脱泥 --------反浮选 反浮选 --------重选 还愿焙烧 ---------磁选 高剃度强磁 氯化焙烧 ---------酸浸 生物浸出等方法 还原焙烧 --------磁选和高剃度强磁选方法，对磷灰石有效 反浮选，浸出法工艺，对磷灰石，胶磷矿都适应。 国内关于 ”宁乡式“ 高磷鲕壮赤铁矿的降磷实验研究中， 对胶磷矿多采用焙烧 --------浸出等方法进行脱磷，但成本很高。 采用浮选方法还比较合适研究出有效的浮选药剂及工艺是今后的研究发展方向!

兰坪铅锌矿是我国现在已探明的储量最大的铅锌矿床，具有埋藏浅、金属档次高的特色。但因为该铅锌矿床上部的氧化矿石非常难选，和久以来因氧化铅锌矿选矿问题未得以处理，上部的氧化矿不能挖掘使用，深部硫化矿石易选，经济价值高，又因理藏深难以挖掘，以致于影响该矿山的开发使用。自八十年代起，多个院校正兰坪难选氧化铅锌矿进行了工艺矿藏学和选矿研讨，已有的研讨以为兰坪氧化铅锌矿难选的首要原因是有用矿藏嵌布粒度细，风化、泥化严峻。咱们的实验研讨发现，兰坪氧化铅锌矿难选的首要原因是有用矿藏嵌布粒度细，风化、泥化严峻。咱们的实验研讨发现，兰坪氧化铅锌矿难选的原因当然与矿石风化、泥化有必定的联系，但可溶性石膏的存在搅扰了氧化锌的流化，是形成兰坪氧化硫难选、工业化出产难以操控的重要原因。       一、矿石性质       兰坪氧化铅锌矿分为灰岩型和砂岩型两种矿石类型，不同类型矿石的矿藏组成根本相同，仅各矿藏的数量上有不同。两矿样首要矿藏相对含量见表1。   表1  两矿样首要矿藏相对含量/%矿  物灰岩矿样砂岩矿样方铅矿 铅  矾 白铅矿 闪锌矿 菱锌矿 异极矿 黄铁矿、白铁矿 褐铁矿 石  膏 脉  石 合  计1.19 0.05 2.64 3.86 13.95 4.64 2.97 21.33 1.83 47.54 100.00.50 0.08 1.16 3.86 2.86 2.53 6.83 11.28 1.62 69.28 100       兰坪氧化铅锌矿砂岩和灰岩两种矿石具有根本相同的矿藏品种，铅锌硫化矿藏为方铅矿、闪锌矿，铅锌氧化矿藏为白铅矿、铅矾、菱锌矿、异极矿和少数水锌矿，铁矿藏有黄铁矿、白铁矿、毒砂、褐铁矿、赤铁矿，脉石矿藏有硫酸盐矿藏重晶石、天青石、石豪，碳酸盐矿藏有方解石、白云石。但值得注意的是砂岩型矿石有少数的天然硫，天然硫的存在对硫化铅精矿的精选有必定的搅扰，而灰岩型矿石中则没有发现天然硫。       两矿石尽管矿藏品种相同，但各矿藏数量上有较大不同，砂岩型矿石铅锌含量低，尤其是铅含量低，方铅矿和白铅矿的矿藏量较少，而黄铁矿、白铁矿的数量很大，特别是以微晶粒状涣散于闪锌矿、菱锌矿和方解石中的黄铁矿、白铁矿对铅锌矿选别搅扰很大。       铅锌与各种铁矿藏的嵌布状况较为杂乱，铅锌硫化矿藏与黄铁矿、毒砂连生联系非常亲近。而在本矿石中锌氧化矿藏菱锌矿和异极矿与褐铁矿的连生联系更为杂乱，往往出现皮壳状、浸染状等杂乱的状况散布于褐铁矿中，两者彼此伴生，即使是微晶集合体的菱锌矿，晶粒间也散布有尘土状褐铁矿。       砂岩型矿石硫化铅与氧化铅的矿藏份额约为1：2，闪锌矿、菱锌矿、异极矿的份额近乎1：1：1。灰岩型矿石流化铅与氧化铅的矿藏份额与砂岩型矿石附近，约为1：2，与砂岩型矿石附近，而闪锌矿、菱锌矿、异极矿的份额与砂岩型矿石不同较大，近似1：3：1。即灰岩型矿石鞭锌矿的份额较大，砂岩型矿石则难选氧化锌异极矿的份额较大。       兰坪氧化铅锌矿中的淡色闪锌矿和菱锌矿与其它产地的闪锌矿和菱锌矿比较较为共同，淡色闪锌矿色彩近乎于无色通明，不含铁，但与褐铁矿亲近共生而含有数量纷歧的铁。菱锌矿多为微晶粒状集合体，结晶纤细，矿藏表面的光泽较弱，呈近似水样的玻璃光泽。一般规则为光泽越弱的矿藏离子键成分越多，共价键成分越少，光泽越弱的矿藏亲水性越强。       在矿藏查定进程中，发现砂岩型矿石和灰岩型矿石中均存在少数石膏，但石膏的数量、可溶性以及对矿藏分选的影响都有待进一步的研讨。       二、原矿可溶性盐浸出实验       在对兰坪氧化铅锌矿的浮选实验进程中，发现经浮选后各产品分量之和相对给矿分量变少了，而且氧化锌矿藏极难硫化，需参加很多的，因此置疑矿石中存在可溶性盐。别离测定了2003年和2004年所采矿样中浸出物资率。取各矿样100g，蒸馏水静态浸取24h，滤纸别离浸液。浸出实验成果如表2，各矿样滤液中都结晶出可溶性盐，尤其是2004年所采矿样可溶性盐含量大。   表2  原矿中可溶性盐的浸出成果编  号样  品浸出物资率%1 2 3 4 52003年堆存矿石   2003年灰岩型矿石 2003年砂岩型矿石 2004年灰岩型矿石 2004年砂岩型矿石0.09 0.11 0.28 0.50 0.51       三、可溶性盐检测       因为上述几个矿样中，以砂岩型矿石可溶物数量多，因此将2003年和2004年砂岩原矿浸出液别离蒸干，所得晶体选用电子探针能谱测定其化学组成，如图1和图2，可见该浸出物首要化学成分为Ca，如图1和图2，可见该浸出物首要化学成分Ca为S，微量Cl、P、Na、Mg等。      X射线衍射办法是检测结晶物的最有用的手法，故选用X射线衍射测定浸出物的成分，成果标明该浸出物为石膏。但2003年砂岩的浸出物成分为0.15结晶不的石膏，而2004年砂岩浸出物为二水石膏。（见图3、图4）    四、成果评论       浸取实验成果和对浸取物的测验标明，其一，兰坪氧化铅锌矿中各矿藏样均存在可溶性盐——石膏，但2003年矿样中石膏的数量少于2004年矿样；其二，2003年和2004年砂岩中可溶盐中均含少数磷，但2004年砂岩中可溶盐中显着含镁和氯离子。       兰坪氧化铅锌矿的选矿难点在于难以被硫化，选矿进程流化钠用量非常大，这首要是因为可溶性盐——石膏的存在，经磨矿和拌和作用后，矿浆中含有很多钙离子，钙离子比铅锌离子的活性更大，与参加中的硫离子优先生成硫化钙，搅扰了氧化锌矿藏表面生成硫化锌，故影响氧化锌矿藏被黄药捕收。       根据此研讨成果，我院对兰坪氧化铅锌矿的小型选矿实验采纳预处理办法，将大部分石膏别离出矿浆。经预处理后，氧化锌浮选流程中用量大大削减，氧化锌浮选作用得以显着改进。明显，兰坪氧化铅锌矿难选的原因当然与矿石风化、泥化有必定的联系，可溶性石膏的存在搅扰了氧化锌的流化，是致使兰坪氧化矿难选、工业化出产难以操控的根本原因。   梁科支 何晓娟 途晓萍 李波

由北京矿冶研究总院技术负责的兰坪氧化铅锌矿石全浮选工艺流程工业试验，在云南兰坪有色金属有限责任公司的领导下，在选矿厂、车间的密切配合下，经过三个多月的时间，克服了当地正是雨季矿石含水多、给矿波动大、部分选矿设备条件差等困难，完成了工业试验任务。 　　工业试验规模250t/d，处理矿石来自兰坪铅锌矿架崖山矿区的堆存工业矿石和北厂的砂岩混合矿石。矿石中铅、锌品位波动较大，锌氧化率较高，矿物组成复杂，这正是对我院制定的全浮选工艺流程适应性的严峻考验。经过近18天、53个班的连续运转，取得了较满意的铅、锌浮选指标。硫化铅精矿中铅品位57.63%、含锌2.42%,铅回收率62.66%;硫化锌精矿中锌品位50.40%、含铅0.8%,锌回收率42.73%；氧化锌精矿中锌品位33.76%、含铅1.72%,锌回收率36.77%，锌总回收率79.50%,比合同要求指标高4.5%,但氧化锌精矿品位比合同要求低1.24%。如果原矿锌品位波动较小，而且现场能保持要求的浮选矿浆温度，还能进一步提高氧化锌精矿品位。 　　工业试验结束后，云南兰坪有色金属有限责任公司决定，将此全浮选工艺流程转入生产，处理兰坪矿区堆存的工业矿石。2001年初，将应用该工艺改造兰坪铅锌矿选矿厂另一个车间的工业生产工艺流程，以便扩大处理兰坪矿区堆存的工业矿石和副产矿石。.

我国是一个锰矿资源比较丰富的国家，早在1960年已探明锰矿储量仅次于前苏联和印度，而居世界前列。随着工业迅速发展，锰的金属需要量增加，富锰矿日益减少，冶金用锰精矿的各种品极，除了对矿石中锰的含量有要求外，对锰铁比、磷锰比、二氧化硅的含量都有具体的严格要求，而军工、化学、电池用锰，则需要杂质含量更低的优质锰精矿。然而由于低锰矿石结构复杂，嵌布粒度微细，且含有害杂质（磷、硫、铁、硅等）高的特点，给锰矿的选别和利用带来困难。特别是杂质磷，以熔溶胶结状态的非晶质胶磷矿形式存在于含锰矿石中，目前国内外单用机械选矿方法来除磷，提高锰矿品位，均不能达到满意的效果。        为了充分利用矿产资源，提高该锰矿床的工业利用价值，采取机械选矿与化学选矿相结合的工艺流程除去杂质，提高锰矿品位，早就引起国内外选矿工作者的重视。        本文就陕西某地高磷低锰矿石选锰除磷工艺特点进行论述。       一、原矿性质       该矿属于沉积型含锰碳酸盐矿石。原矿含锰低（11%），杂质磷高（1.10%），锰矿物以碳酸锰为主，锰的氧化物极少。碳酸锰矿物有锰白云石、菱锰矿、锰方解石，其含量占67.20%。其中锰白云石为主，菱锰矿约占8%，锰方解石极少。锰白云石主要呈粒状和脉状集合体，脉状粒径0.085～0.1455㎜，粒状多在0.0291～0.0485㎜，菱锰矿呈球状或环带状，包有石英细粒或碳质、泥质，粒径多在0.0485～0.194㎜。脉石矿物为石英、白云石、方解石等。有害杂质为胶磷矿，具有软体动物的生物构造，如苔藓虫、价形虫，并与石英及锰白云石呈脉状集合体连生，似蛋白石，有裂纹解理，并沿裂纹解理被方解石所替代，粒径多在0.1455～0.0813㎜，还有少量细晶磷灰石。       原矿多元素及物相分析       原矿多元素分析结果见表1，锰的物相分析结果见表2。   表1  原矿多元素分析结果%成  分 含  量Mn 10.88P 1.09TFe 0.80SiO2 17.20Al2O3 1.73CaO 19.21成  分 含  量MgO 9.74S 0.543Cu 0.003Pb 0.01Zn 0.01CO 0.002   表2  原矿锰的物相分析结果/%锰物相碳酸盐中锰二氧化锰与铁结合锰全锰含  量10.820.420.0211.26占有率96.063.730.18100.0        由于锰矿物和脉石矿物均为碳酸盐类，它们物化性质相近，阳离子半径近似，则彼此可无际代换，从而形成一系列类质同相矿物，使锰白云石中含锰的范围变化比较大，造成碳酸锰矿物多样性、复杂性、直接影响机械选矿指标。       二、机械选矿方法和工艺流程的研究       目前在世界范围内，对难选贫碳酸锰矿石的机械选矿方法及工艺，多趋向几种选矿方法组成的联合流程。如前苏联的波科罗夫斯克碳酸锰矿选矿厂，采用洗矿—磁选—浮选联合流程，使锰的品位由16.55%提高到28.60%，回收率为86.95%。前苏联的恰图拉选矿厂，采用洗矿—重选—磁选—浮选流程，使锰矿品位由7.85%提高到29.30%，回收率为85%左右。当碳酸盐中主要矿物为菱锰矿时，采用单一浮选方法进行分选。因菱锰矿是含锰矿物中可浮性较好的，用脂肪酸类阴离子捕收剂选别是比较成功的。如日本的大江菱锰矿，用浮选工艺处理含锰13.20%的矿石，以油酸为捕收剂（578g/t）可获得含锰32.30%、回收率为82.90%的锰精矿，该矿石中96%锰为菱锰矿和锰白云石，可采用浮选选别。       （一）浮选除磷提高锰矿品位       鉴于该矿石中含锰矿物和脉石矿物大多为碳酸盐类，其物理、化学性质差别不大，特别值得注意的是，胶磷矿与碳酸盐矿物除在密度、导电性、可浮性相近和互相紧密共生外，还因胶磷矿中部分PO43-被碳酸盐中的CO32-取代，F－被OH－取代，导致晶体常数、表面电性更接近于碳酸盐类矿物，因此使胶磷矿和含锰矿物可浮性相近，用脂肪酸类捕收剂直接浮锰，或反浮选除磷，均难达到富集锰、除磷的目的。如试验采用油酸为锰矿物的捕收剂，硅酸钠为抑制剂，在原矿细度为95%－74µm，矿浆pH8～9的条件下，浮选泡沫产品含锰12.19%、含磷1.2%，锰和磷均未富集。       试验研究了阳离子捕收剂进行反浮选除磷的可能性。选用十八碳胺500g/t，苛性淀粉800 g/t，碳酸钠1000 g/t，磨矿细度74µm占90%，矿将温度25℃左右，pH8～9的条件，经一次粗选，可除去原矿中33%以上的磷。即泡沫产品锰的含量为5.5%，占有率为11.37%，磷的含量为1.8%，占有率为60.06%，槽内产品中，锰的含量为12.70%，占有率为88.63%，磷的含量为0.82%，占有率为39.40%。为了除去这部分磷，曾试验了几种流程及选用不同类型 的抑制剂，但均未得到含磷在0.2%以下的锰精矿。       （二）干式强磁选试验       从所周知，无论碳酸锰或是锰的氧化物，均属于弱磁性矿物。因该矿含锰矿物与脉石矿物以及含有害杂质矿物的比磁化系数有较大的差异，故强磁选是该矿的有效选别方法之一。常见的几种锰矿物和脉石矿物的比磁化系数见表3。   表3  常见几种锰矿物和脉石矿物比磁化系数矿  物粒 度/㎜比磁化系数/(cm3·g-1)菱锰矿 软锰矿 水锰矿 硬锰矿 含锰方解石 方解石 白云石 石  英 磷灰石-0.83 -0.83 -0.83 -0.83 -0.83 -0.13 -0.13 -0.13 -0.13（135～140）×10-6   27×10-6   （28×81）×10-6   （24～49）×10-6   （66～94）×10-6   0.3×10-6   2×10-6   （0.2～10）×10-6   （9.39～819）×10-6          根据该矿石的特性，试验比较了脱泥与不脱泥、分级与不分级的干式强磁选方案，确定了脱泥—分级—磁选流图（见图1），获得表4的选别指标。由于矿泥的占有率为22.59%，锰、磷的含量都接近原矿品位，因此对矿泥进行温式强磁选，使锰的回收率增加10%左右。分级干式强磁选可除掉原矿中约67%的磷，即磁选精矿中锰的含量可提高到18.41%，磷可降到0.31%，达到部颁五级锰精矿的品位要求。若要再提高锰的品位，使磷降至0.2%以下，仍是该方法难以解决的问题。   表4  脱泥—分级—磁选试验结果/%产品名称产  率品  位回收率MnPMnP精  矿 尾  矿 合  计44．01 55．99 100．018．41 5．76 11．330．31 1．55 1．0071．16 28．84 100．013．46 86．54 100．0        （三）温式强磙选试验       湿式强磁选机适宜处理细粒物料，也是选别含锰矿物的有效磁选设备。       试验采用环式磁选机，进行不分级磁选。磁性产品锰品位提高到22%。磷降低0.3%，而锰的回收率仅为23%，尾矿品位6%以上。采用夹板式强磁选机，对三种流程作了比较：（1）脱泥（-25µm）磁选；（2）分级磁选；（3）反浮选精矿磁选。       原矿磨至-75µm占65%，脱泥后粗砂和矿泥单独进行湿式强磁选，获得含锰17.14%、回收率为63.03%、含磷为0.41%的产品。其流程和选别指标见图2、表5。表5  湿式强磁选试验结果/%产品名称产  率品  位回收率MnPMnP精  矿 尾  矿 合  计40．60 59．40 100．017．14 7．36 11．330．41 1．47 1．0463．03 36．97 100．016．21 83．79 100．0       分级湿式强磁选得到含锰17.17%、含磷0.42%的锰精矿，与脱泥后单独磁选的品位相近，回收率为59.42%。 反浮选除磷后，槽内产品进行强磁选再处理，可获得含锰17.35%、含磷0.39%、回收率为57.2%的锰精矿。       经过几种试验方案比较，干、温式强磁选均是处理该矿石的有效方法，但要进一步降低锰精矿含磷量和提高锰品位，单一强磁选则是不容易解决的。       三、化学方法除磷，提高锰矿品位       机械选矿所获得的锰精矿，其含锰矿物的物化性质及矿物组成未发生变化，亦属于碳酸盐矿物。锰的含量为18%左右，磷以脱磷矿及少量极细的磷灰石存在，其含量为0.4%左右，约占原矿的1/3，采用单一机械选矿方法难以除掉这部分磷。国内外在处理这种类型矿石时，多采用化学方法，如火法选锰、焙烧—酸浸或水浸、亚流酸盐法、二氧化硫法、硫酸锰—电化法、连二硫酸盐法、硝酸法、离子交换法、细菌浸出法等。       参照国内外对含杂质高的碳酸锰矿石类型的化学处理方法，对该锰矿的磁选粗精矿进行中性焙烧—酸浸试验，进一步提高锰矿品位，降低磷的含量。       （一）中性焙烧试验       根据矿物的化学性质和酸浸除磷的作用，将碳酸锰进行中性焙烧，使碳酸锰转化为锰的氧化物，而不被稀酸所溶解。并且焙烧时碳酸锰矿物分解，排出CO2和其它挥发物，使锰的含量进一步提高，降低冶炼过程中燃料耗及缩短冶炼时间。      碳酸锰矿石焙烧原理：碳酸锰受热分解，放出二氧化碳、结晶水及挥发物，使碳酸锰变成氧化物而得到氧化亚锰，这一变化随着温度的升高，氧化则较多，使焙烧矿中含锰量也相对降低。焙烧氧化过程为：       焙烧试验采用箱式马弗炉，进行焙烧时间、温度的条件试验。当温度为800℃，时间为75min时，焙烧后的锰精矿品位提高到26%～28%，磷的含量也随之上升到0.43%～0.53%。       （二）稀硫酸的除磷试验       由于焙烧试验本身不是一个完整的工艺，为此进行了酸浸除磷试验。根据氧化亚锰不易与稀硫酸作用、而磷易被稀酸所溶解的化学性质，进行了稀硫酸浸出除磷试验。酸浸除磷原理：       磷酸钙（胶磷矿）在稀硫酸溶液中，生成磷酸二氢（可做化肥）存在于溶液中。其化学反应式为：   Ca3(PO4)2+2H2SO4+4H2O＝Ca(H2PO4)2+2(CaSO4·2H2O)       焙烧后的锰精矿，含钙镁氧化物也部分溶解在酸溶液中。由于焙烧不完全所致，焙烧后的锰精矿仍残存有少量的碳酸锰，而碳酸锰中的锰易被稀硫酸所溶解变为硫酸锰，故在酸浸除磷过程中，损失了部分锰。酸浸提标见表6。酸浸面机械搅拌下进行，当硫酸浓度为6%，浸出时间为60～90min，固液比为1：7至1：15时，锰精矿品位提高到30%～33%，磷降到0.2%以下，最终达到除磷、提高锰精矿品位的目的。   表6  酸浸试验结果/%焙烧入料浸渣重量/g浸渣中锰浸渣中磷浸渣中锰 占有率干式磁选精矿 湿式磁选精矿46.0 48.032.94 30.180.193 0.19282.31 83.40       四、结语       （一）该矿石中锰品位，且含锰矿物为一系列组分不定的锰白云石及其它碳酸锰矿物，而有害杂质磷含量高，且以胶结状非晶质胶磷矿存在，构成矿石性质复杂、多样，造成机械选矿难以处理。       （二）原矿磨至-74µm占65%～85%时，脱除-25µm的矿泥，各粒极进行干式或湿式强磁选，矿泥进行湿式强磁选，能获得低品级的锰精矿。       （三）用焙烧—稀酸浸出的化学方法处理机械选别的锰精矿，是除磷的有效途径，使最终锰精矿品位提高到30%以上，磷的含量降到0.2%以下，锰的回收率为60%左右。       （四）化学处理难选贫锰矿石，对原矿没有严格的要求，各种类型的含锰矿石都可以使用，并能获得含杂质少的优质精矿产品，特别适用于化学、电池、军工和冶金用锰原料，还可以综合回收其伴生元素。      崔恩静  任金菊  马晶  李洁 （陕西有色金属控股集团有限公司，西安 710006）       参考文献       [1]西北有色地质研究院，陕西陕南地区高磷低锰难选矿石试验报告[R]，2000，12。       [2]西北有色地质研究院，陕西石泉钒钛磁铁矿石选矿试验研究报告[R]，2003，8。       [3]丁楷如，余逊贤，锰矿开发与加工技术[M]，长沙：湖南科学技术出版社，1991，527。