四川某铅锌矿为中型矿山企业，选矿厂处理能力1000t/d，生产硫化铅精矿和硫化锌精矿。矿石中锌的主要矿物有闪锌矿、菱锌矿、异极矿和脆硫锑铅矿等。原锌氧化率为12% ~ 15%。选矿厂排出的尾矿中锌的品位一般在2%左右，其中90%是氧化锌。选矿厂每天排放尾矿量约800 t，每年排入尾矿库量约24万t，损失氧化锌金属量约4300t，预计尾矿库有10万吨锌。毫无疑问，这是一笔可观的可利用资源，从中回收氧化锌对其资源的综合利用具有重要的现实意义。

对于尾矿中的氧化锌，由于品位低、含泥量高、选矿困难、生产成本高，选矿的技术经济问题长期未得到有效解决，无法回收。虽然选矿工作者做了许多研究，但没有取得突破。为解决这一问题，经过详细的选矿工艺研究，成功采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集、浮选联合工艺，获得了氧化锌精矿品位33%、浮选回收率86%的良好指标。

一、尾矿的特性

(1)光谱分析、主要化学成分分析和锌相分析

尾矿光谱分析结果见表1，主要化学成分分析结果见表2，锌相分析结果见表3。

表1尾矿光谱分析结果

表2尾矿主要化学成分分析结果

表3尾矿中锌的物相分析结果

(2)尾矿的矿物组成和特征

尾矿中的主要金属矿物有菱锌矿、纤锌矿、异极矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿、黄铁矿、金红石等。脉状矿物主要有应时、白云石、方解石、绢云母、绿泥石、蛇纹石等。尾矿含有0.36%的铅和2.13%的锌。锌氧化率为90.7%。

氧化锌矿物嵌布关系复杂，在细粒和细粒中分布不均匀，均单独或紧密分布在脉石中。

中矿闪锌矿沿闪锌矿边缘和裂隙交代，普通闪锌矿中有许多交代残留的细粒闪锌矿。方铅矿有时以方铅矿的形式出现，与纤锌矿或菱锌矿的晶体一起嵌在白云石中。菱锌矿呈粒状和脉状嵌布于脉石中，粒度为0.15 ~ 0.005 mm，纤锌矿和异极矿常与方铅矿一起嵌布于白云岩中，粒度为0.02 ~ 0.006 mm，方铅矿粒度为5 ~ 8 μ m。

(3)尾矿粒度分析

尾矿的粒度分布曲线如图1所示。从尾矿的粒度分布可以看出-5μ m粒度的产率为29.11%，金属锌的分配率为23.7%。-20μ m级分的收率为55.41%，锌的分配率为48.06%。可以看出，尾矿含泥量高，锌金属份额高，会对氧化锌回收率产生很大影响。

图1尾矿粒度分布曲线

1-累积收益率；2-锌的累积分布率

尾矿的化学成分分析和矿物组成表明，该矿石锌品位低，锌氧化率高，金属和脉石矿物种类多，嵌布复杂，共生关系密切，粒度分布不均匀。粒度分布结果表明，尾矿不仅含泥量高，而且锌金属在泥中的分配率也高。

二、选矿技术研究

为了回收氧化锌，必须控制矿泥。国内外大量研究表明，矿泥会抑制锌矿物的可浮性，导致浮选药剂用量急剧增加。因此，从尾矿中回收氧化锌，首先要解决脱泥问题，其次要解决因锌品位低，选矿成本高于产出精矿价值，没有经济效益的问题。根据该尾矿的特点，采用重选-浮选联合流程进行了从尾矿中回收氧化锌的试验研究。

(1)重力分离工艺试验

从尾矿的粒度特征可以看出，尾矿粒度细，-20μ m的产率为55.4%，锌含量为48%。氧化锌浮选过程中，煤泥对其有严重影响。试验结果表明，当给矿-20μ m粒级占15%时，会严重影响和干扰氧化锌的浮选。因此，应首先除去这部分矿泥，为氧化锌浮选创造良好的条件。

1.脱泥试验

螺旋溜槽和脱泥斗是很好的脱泥设备，具有结构简单、运行可靠、维护简单、占地面积小、单位产能高、不耗电等优点，但缺点是分级效率低、富集比低。本次研究进行了螺旋溜槽和脱泥斗的对比试验(结果见表4)。试验结果表明，螺旋溜槽的脱泥效果优于脱泥斗。螺旋溜槽不仅去除了大量的矿泥，还略微富集了锌。

表4螺旋溜槽和脱泥斗脱泥试验结果

从螺旋溜槽获得的粗精矿来看，单螺旋溜槽不能满足浮选的需要，主要是锌含量低(仅2.3%)。如果直接浮选成本高，螺旋粗精矿将通过摇床富集，以获得较高品位的氧化锌粗精矿。摇床的主要缺点是占地面积大，处理能力低，但经过螺旋溜槽大量抛尾后，这种缺点已经降低到很低的程度。综合螺旋溜槽和摇床的优点对尾矿进行预处理是可行的。

对于摇床分选，一是希望摇床精矿锌回收率尽可能高，二是精矿品位尽可能高，这样后续浮选系统的技术经济指标会更好，但这在生产实践中很难实现。因此，摇床的选择有一个确定较好的精矿产量的问题。为了确定摇床精矿的经济产率，在相同的浮选条件下对不同摇床精矿进行浮选试验，研究氧化锌精矿的产率、品位和回收率与摇床精矿产率的对应关系，从而准确确定摇床精矿的经济产率。振动台试验和浮选试验的结果分别列于表5和表6。

表5振动台试验结果

表6摇床精矿浮选勘探试验结果

从表5摇床试验结果可以看出，当摇床精矿产率为49.36%和36.34%时，锌品位为3.49%和4.66%，此时回收井数相差不大，约为74%。摇床精矿产率降至26.47%时，锌精矿品位提高至5.7%，回收率下降8% ~ 9%。从表6中三种不同品位摇床精矿的浮选试验结果可以看出，不同锌品位摇床精矿的浮选对浮选精矿的品位影响不大，但对产率和回收率影响较大。当摇床精矿(浮选给矿)品位逐渐提高时，浮选作业的浮选粗精矿产率和回收率增加，原矿产率和回收率降低。从第三组数据可以看出，当给矿品位较高时，浮选粗精矿对原矿的产率和回收率较低。也就是说，摇床精矿的品位并不是越高越好，而应该有一个合理的品位和相应的经济产量。既要考虑尽可能提高摇床精矿品位，降低浮选处理量和成本，又要尽可能提高浮选原矿回收率，最大限度地回收尾矿中的氧化锌。

经过反复试验和技术经济指标比较，认为摇床精矿锌品位选择在4.6%左右，精矿产率选择在16%左右较为合适，此时氧化锌回收率综合指标较高。

2.螺旋溜槽-振动筛组合工艺试验

螺旋溜槽-摇床联合重选工艺尾矿分选结果见表7，工艺流程见图2。从表7结果可以看出，根据试验确定的摇床经济产率截取矿量，获得了摇床精矿锌品位4.63%、回收率73.41%的分选指标，为后续从尾矿中回收氧化锌的浮选工艺创造了较好的条件。

表7螺旋溜槽-振动筛组合工艺试验结果

图2螺旋溜槽-摇床选矿流程

(2)浮选工艺试验

在氧化锌的浮选部分，在各种条件下使用摇床精矿作为给料。

1、硫化钠+碳酸钠用量试验

首先探索了硫化钠与碳酸钠的配比，结果表明硫化钠与碳酸钠的配比为4∶1。按照这个比例进行剂量试验，过程如图3所示，试验结果如图4所示。结果表明，随着硫化钠+碳酸钠用量的增加，锌的回收率迅速提高。硫化钠+碳酸钠总用量达到5.0 kg/t时，回收率较高，锌品位和回收率随用量增加而降低。硫化钠+碳酸钠的总用量通过扫气大致为3200+800 g/t和800+200 g/t。

图3氧化锌浮选条件试验流程

图4 Na2S+na2co 3(4∶1)用量试验结果

1-锌级；2-锌回收率

2、硅酸钠掺量试验

尾矿物质组成研究结果表明，尾矿中的脉石矿物主要有应时、辉石、白云石、绢云母、绿泥石和蛇纹石等。虽然采用螺旋溜槽+摇床联合工艺对尾矿进行了分选，但其粗精矿中的杂质含量仍然很高，其中SiO2 38.76%，CaO 11.91%，MgO 12.33%，Al2O3 8.15%，Fe2O3 4.15%。因此，利用水玻璃抑制脉石矿物有利于提高氧化锌精矿的品位。硅酸钠用量试验的原理过程见图3，试验结果见图5。结果表明，当硅酸钠用量为300 g/t时，其分选指标较好。

图5硅酸钠用量测试结果

1-锌级；2-锌回收率

3.捕收剂E-3的用量试验

E-3消耗测试原理流程如图3所示，测试结果如图6所示。结果表明，锌回收率随着E-3用量的增加而增加，当粗扫总用量为240 g/t时，指标较好。

图6e-3运行测试结果

1-锌级；2-锌回收率

4.浮选工艺流程的开路试验

在粗扫调整剂和捕收剂用量试验的基础上，进行了选矿试验。试验结果表明，只需浓缩两次，在精矿ⅱ中加入少量捕收剂更好。开路浮选试验流程见图7，结果见表8。从试验结果可以看出，在此试验条件下，开路试验可获得锌品位为34.64%，浮选回收率为82.44%的氧化锌精矿。

图7从尾矿中回收氧化锌的开路浮选试验流程

表8浮选开路测试结果

(3)重选-浮选流程闭路试验

为了进一步验证上述选矿工艺的研究成果，采用重选和浮选工艺相结合的方式进行了全流程闭路试验。测试流程如图8所示，测试结果如表9所示。结果表明，重选-浮选联合流程平稳可行，摇床获得的精矿品位为4.59%。浮选后锌品位33.35%，浮选回收率85.99%，给料(尾矿)回收率30.82%。

图8重选-浮选联合选矿流程闭路流程

表9重选-分选联合流程闭路试验结果

三。结论。

(1)四川某铅锌矿尾矿光谱分析、化学多元素分析、锌物相分析、矿物组成及相关特征分析结果表明，尾矿中锌的品位为2.13%，其中氧化锌占90%，主要氧化矿物为碳酸锌，约占85%，硅酸锌及其他占5.5%。尾矿的主要特点是含泥量高、脉石含量大、锌品位低。粒度分析结果表明-20μ m粒度的产率约为55%，金属锌的分配率约为48%。

(2)本研究根据尾矿的特点，采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集和浮选相结合的工艺，较好地解决了从硫化铅锌尾矿中回收氧化锌矿的问题。闭路试验获得了锌品位33.35%、浮选回收率58.99%的较好氧化锌精矿。该研究对铅锌尾矿资源的综合利用具有重要的现实意义。