土尾矿中铅锌硫化浮选研究

建于20世纪50年代的某高岭土公司是中国规模最大的高岭土生产基地。由于历史的原因和技术手段的限制，公司每年产生的10万吨以上高岭土尾矿堆积如山。从21世纪开始，公司先后提出了“低开采、高利用和低排放”和“将尾矿作为二次资源开发利用”的目标，组织技术力量对公司的新老尾矿进行了详细的分析以及试验研究。通过对尾矿的崩解、解离、分选、回收等工艺研究，公司在尾矿综合利用方面取得了一些成绩，目前可以回收石英砂，高岭土和硫化矿混合精矿［2］。但由于采用摇床选别法，细颗粒硫化矿特别是方铅矿损失较大，同时硫精矿中的铅锌没有分离回收，造成资源的浪费。为了回收铅锌，进行了大量的研究工作，已开发了摇床-铅锌混合浮选［3］、不磨矿硫化矿混合浮选［4］、不磨矿铅锌混合浮选［5］等工艺流程。本文在已得到硫化矿混合精矿的前提下进一步进行了铅锌硫浮选分离浮选研究，采用捕收-抑制-再活化浮选体系下的混合优先浮选工艺成功实现了铅锌硫的分离。

1矿石性质

1．1高岭土尾矿试验所研究的对象高岭土尾矿是含石英35%～40%、高岭石和明矾石40%～45%、黄铁矿8%～10%、铅锌硫化矿0．8%～3%的含硫低品位铅锌矿二次资源［1］。该高岭土尾矿多元素分析结果见表1。

1．2硫化矿混合精矿采用图1所示混合浮选流程对该低品位铅锌高岭土尾矿进行了硫化矿混合浮选，得到了硫化矿混合精矿。混合精矿多元素分析结果见表2。得到的硫化矿混合精矿中硫化矿总含量为90．58%，其中黄铁矿、闪锌矿以及该硫化矿混合精矿具有如下几个特点［5］:①硫的品位高，即黄铁矿含量高，相当于是个高硫铅锌硫化矿混合精矿。②粒度分布较宽，混合精矿中较难浮的+0．25mm粗颗粒含量占20．22%，－0．045mm细颗粒含量也达到20．30%。③铅和锌硫化矿的连生关系较密切，混合精矿中多数黄铁矿以单体形式产出，但方铅矿单体解离度为33．01%，与闪锌矿连生的比例为48.62%，闪锌矿单体解离度为61．62%，与方铅矿连生的比例为13．48%［4－5］。④由于已受捕收剂的影响，混合精矿中各硫化矿物的可浮性极其接近。

2研究方法

为了铅锌硫的完全分离，对低品位铅锌高岭土尾矿采用捕收-抑制-再活化体系下的混合优先浮选法对硫化矿混合精矿在磨矿-抑制及再活化浮选体系下进行了铅锌硫分离试验，即先采用磨矿完成铅锌硫硫化矿单体解离，然后用石灰把混合精矿在强碱性条件下无选择性强抑制，最后再用硫酸把铅和锌选择性地再活化，从而实现铅锌硫的分离。所用设备包括XXFD－3L、FD－1．5L、XFD－1．0LXFD－0．5L单槽式浮选机，所用药剂捕收剂及起泡剂为工业纯，其它均为化学纯。

3结果及分析

3．1硫化钠用量对铅分离浮选的影响首先考虑混合精矿中硫化矿单体解离度和粒度初步选定磨矿粒度为－0．074mm粒级占83%。考虑由图2可见，硫化钠用量对铅分离浮选的影响较明显，硫化钠用量增加，铅回收率和品位都增加，但硫化钠用量高于150g/t时铅回收率和品位都下降。这说明硫化钠用量少时它对矿浆中的铜离子有抑制作用，但用量多时对方铅矿也有抑制作用。综合考虑选定硫化钠用量150g/t为宜。

3．2石灰用量对铅分离浮选的影响依铅锌硫化矿电化学浮选理论及应用实践，铅锌硫的浮选分离一般在石灰强碱-乙硫氮体系中进行［6］。本文考虑混合精矿矿物组成和浮选特性，进行了石灰用量试验。硫化钠用量为150g/t，添加在磨机中，石灰按1∶1分别加入磨机和浮选槽中，其他条件同前，结果见图3。由图3可知，随着石灰用量增加，虽然铅品位从18．32%增加到26．92%，但其回收率从49．67%减少到40．43%。对闪锌矿和黄铁矿而言，随着石灰用量的增加，回收率一直下降，石灰用量增加到2．1kg/t时，闪锌矿和黄铁矿回收率分别降到9．37%和5.69%。但铅精矿中闪锌矿和黄铁矿含量很高，锌和硫品位分别为12．17%和23．51%。总之，铅和锌及硫的分离很不理想。这样的结果可能由于以下几个原因:①硫化矿混合精矿本身是含黄铁矿70%以上的高硫铅锌矿。②硫化矿混合精矿中铅锌硫矿在硫化矿混合浮选过程中已受捕收剂的影响，它们的可浮性变得极其接近。根据这些结果可以推断，即使把石灰的用量进一步增加，也不能把方铅矿成功地分离出来。

3．3硫酸再活化对铅分离浮选的影响考虑混合精矿在石灰强碱性条件下的浮选行为，决定再进行在硫酸再活化过程中硫化矿的浮选行为研究。硫酸一般用于黄铁矿的活化剂。黄铁矿在磨矿过程中，特别是碱性环境的磨矿过程中很容易氧化而生成部分可溶性盐，结果在矿物表面生成亲水性的氢氧化铁［Fe(OH)3］薄膜，阻碍了捕收剂的吸附。当矿浆pH值较低时，在黄铁矿的表面还可能生成元素硫，使黄铁矿可浮性变好。因此，在选矿生产实践中，常用硫酸调整矿浆pH值至弱酸性来浮选黄铁矿［7］。闪锌矿最普遍的活化剂是硫酸铜。但矿浆pH值大于11时，硫酸铜也很难活化闪锌矿［8］，对闪锌矿的活化作用比硫酸铜还小的硫酸可能更难以活化闪锌矿。根据上述的文献研究和推断，本文选择以硫酸为再活化体系下方铅矿的选择性活化剂，对被石灰强抑制的硫化矿混合精矿进行了硫酸用量试验。石灰用量为2．1kg/t，其他条件同前，进行了硫酸用量试验，结果见图4。由图4可见，铅分离精矿中铅品位随着硫酸用量的增加而逐渐增加到37．96%，但硫酸用量超过700g/t以后，铅品位有所减少。锌的品位一直有所增加。但硫的品位一开始反而有所减少，硫酸用量超过700g/t以后才开始有所增加。铅锌硫回收率的变化也表现出与品位相似的倾向性，铅回收率以较快速度一直上升到62.47%，但在硫酸用量低于700g/t时锌和硫的回收率几乎没有显著变化，高于700g/t以后才开始上升。由此可得:①在再活化过程中硫酸对方铅矿有选择性的活化作用。②在pH值大于11的石灰强碱性介质中硫酸对闪锌矿和黄铁矿没有活化作用。③硫酸用量过多(＞700g/t)，pH值低于11时硫酸再活化的选择性开始减少，闪锌矿和黄铁矿开始被活化。因此，铅分离浮选要在pH值大于11的范围内进行。最佳的硫酸添加量为700g/t，此时铅锌硫的品位分别为37.96%、13．63%和17．56%，回收率分别为62．47%、11.50%和4．65%，铅和锌及硫的可浮性差异分别为50．97%和57．82%，可以实现较完全的铅分离浮选。

3．4磨矿粒度对铅和锌及硫分离的影响在上述研究结果的基础上进一步进行了铅分离浮选的磨矿粒度影响试验。硫化钠用量为1500g/t，石灰用量为2．1kg/t(按比例1∶1分别加入磨机和浮选机中)，硫酸用量为700g/t，结果见表3。由表3可知，磨矿粒度为－0．074mm粒级占90.08%与82．86%相比，铅回收率变化不大，但铅品位有所增加，锌品位反而减少得较明显。这说明磨矿至－0．074mm粒级占90．08%时铅和锌的单体解离才能完成。但磨矿粒度过细时铅分离浮选指标变得很差。确定磨矿粒度为－0．074mm粒级占90%为宜。

3．5石灰加入地点对铅分离浮选的影响石灰对硫化矿的作用强度及时间受到其加入地点变化的影响。表4为石灰不同加入地点的试验结果对比(其他的试验条件同前)。由表4可见，石灰全部加在磨机中与按1∶1的比例分别加入磨机和浮选槽中相比，铅回收率和品位都提高得较显著。这可能与矿浆电位及药剂作用时间有密切关系。在磨机中加入石灰可使矿浆获得更低且稳定的氧化还原电位，不利于捕收剂二聚物的形成，强化石灰对黄铁矿和闪锌矿的抑制。综合考虑，选择了石灰全部加在磨机中的方案。

3．6铅锌硫分离浮选开路试验根据上述的条件优化试验结果，通过一粗二精一扫的铅浮选以及一粗一精一扫的锌浮选流程，进行了开路试验，结果见表5。由试验结果可见，在捕收-抑制-再活化体系中通过二次精选得到了铅锌品位分别为71．18%和4．23%的铅精矿和铅、锌品位分别为1．66%和60．69%的锌精矿。

3．7捕收-抑制-再活化铅锌硫分离浮选闭路试验根据条件优化及开路试验结果，在捕收-抑制-再活化体系中进行了高岭土尾矿铅锌硫硫化矿浮选分离闭路试验。试验流程和药剂制度见图5，结果见表6。闭路试验结果表明，采用捕收-抑制-再活化浮选法可从低品位铅锌高岭土尾矿中成功回收铅锌硫硫化矿，得到铅品位和回收率分别为69．32%和75．95%的铅精矿，锌品位和回收率分别为59．23%和82．53%的锌精矿以及硫品位和回收率分别为52.52%和70.22%的硫精矿。这说明对低品位铅锌硫化矿的捕收-抑制-再活化浮选法是很有效的。

4结语

1)对已受捕收剂影响的硫化矿混合精矿采用石灰强碱性抑制还不能实现方铅矿的有效分离，石灰的用量越多，铅回收率越低。2)经捕收-抑制-再活化浮选工艺流程闭路试验，得到了铅品位和回收率分别为69．32%和75．95%的铅精矿，锌品位和回收率分别为59．23%和82．53%的锌精矿以及硫品位和回收率分别为52.52%和70.22%的硫精矿。3)对低品位铅锌高岭土尾矿确立捕收-抑制-再活化浮选工艺流程，开发了高岭土尾矿中硫化矿高效利用技术。