叶贤东 文书明 汪伦 中图分类号：TD925.9 文献标识码：A 会理锌矿矿石除含锌外，还含低品位的铅和银，所以必须进行铅锌分离才能获取合格的锌精矿。选矿厂规模为1000t/d，分两个系统，于1990年2月建成投产。在此之前有一座300t/d的小型选矿厂，是1976年建成的。大小选厂采用相同的工艺流程，即优先浮选、铅锌重选分离、产生铅精矿、锌精矿、铅锌混合精矿三个产品。由于原矿性质复杂，所选流程对矿石性质不适应，所以选别指标极差，使企业的经济效益受到严重影响。1994年北京矿冶研究总院针对会理锌矿的矿石性质，改变其原有工艺，采用等可浮流程和高选择性捕收剂，使选别指标大大提高，企业由此获得了显著的经济效益。 但是，最近两年来，由于矿石性质又发生变化，所采用的流程和工艺不适应目前的矿石特性，使选别指标下降，到1997年，锌的回收率难保80％，而铅的回收率只有50％左右，企业的经济效益受到严重影响。针对目前的矿石特性，开展更加深入的研究，是很有必要的。 1、矿石性质 本次试验研究的会理锌矿矿石的铅氧化率为17.4%，锌氧化率为8.25%。矿石含Pb1.14%、Zn7.41%、Cu0.625%、As0.052%、S4.30%、Fe2O33.26%、Al2O36.06%、CaO12.44、MgO10.27%、SiO232.11%、Ag81.46g/t。 铅、锌矿物嵌布关系复杂，为粗、中、细不均匀嵌布。方铅矿和闪锌矿均呈它形粒状单独或相互密切嵌布于脉石中，常见方铅矿呈微细粒嵌布在闪锌矿或脉石中，有时白铅矿交代方铅矿，使方铅矿呈细粒、微粒残留在白铅矿中，方铅矿中有细粒银黝铜矿、硫锑铜银矿以及变种和深红的银矿包体，方铅矿粒度-4＋0.005mm。银矿物主要是银黝铜矿，约占银矿物总量的60%，硫锑铜银矿约占30%同，深红银矿约占10%，这三种银矿物粒度较细，粒度范围-0.2＋0.003mm。细磨浮选时，能解离一部分，但大部分难以解离，以包体或连生体存在于各种矿物中。 会理锌矿矿石受到一定程度的氧化，除有铅、锌氧化矿物存在外，矿石泥化严重，硫化铅、锌矿物表面氧化比较深，尤其部分方铅矿可浮性差，而铅矿物氧化生产的Pb2+反而使部分闪锌矿受到活化而易浮，这就使得铅锌矿物可浮性差异很小而难以分离。 2、工艺流程 2.1选矿生产工艺流程 会理锌矿选矿厂采用等可浮铅粗选、铅粗精矿精选脱泥、铅锌多次分离得到铅精矿，对于铅粗选尾矿，再选锌即可得到锌精矿和尾矿。其中铅粗选和锌粗选均采有闭路流程，铅锌分离的扫选尾矿最终返回到铅粗选。 选矿厂原生产指标：铅精矿品位在60%以下，含锌9%～12%，铅回收率50%；锌精矿品位51%～52%，含铅在2%以上，锌回收率在80%以下。从选矿生产指标明显地看出，铅、锌的金属回收率都偏低，精矿含杂偏高。 对选矿生产流程进行分析，存在以下几个值得考虑的问题： （1）铅锌分离的槽中产物最终又返回到铅等可浮粗选作业中，这显然与尽量提高铅粗选回收率，避免优先浮选那种抑制剂的存在影响后来的锌回收的初衷相矛盾。因为返回的矿浆中的抑制剂将对矿石中的锌矿物产生抑制，不利于后来的锌浮选；另一方面，返回产物中的锌已经是被强烈抑制过的，经过两次扫选都不能上浮，这种锌矿物要在后来的锌浮选中上浮，难度极大。这是造成尾矿锌品位高，锌精矿回收率不高的重要原因。 （2）由于矿石中存在部分难浮的锌矿物，锌粗选中两次扫选不足以使这种锌矿物大部分上浮，所以锌扫选不足是一个较明显的问题。 （3）还是由于矿石中这部分难选锌矿物的存在，现在的闭路粗选会使这部分锌矿物在粗、扫选过程中循环次数增加，损失于尾矿的机会增加，故这种闭路粗选流程对难选矿石提高回收率存在不良影响。 由此可见，现有的工艺流程不够合理，也不适合矿石特性的需要，所以应研制适宜的工艺流程，以提高选矿技术指标。 2.2推荐的工艺流程 根据对生产流程的分析以及探索性试验研究，最终选定工艺流程为：铅等可浮粗选、粗精矿脱泥、铅锌分离得到铅精矿和锌精矿Ⅰ，铅粗选尾矿再选锌即可得到锌精矿Ⅱ和尾矿。对于铅等可浮粗和锌粗选，研究中均采用开路粗选，其流程分别如图1和图2所示。图1开路等可浮铅粗选工艺【下一步】从图1可以看出，开路等可浮铅粗选工艺的特点是:以铅为主要成分，试图提高铅粗选回收率；将所有粗选和扫选精矿合并进行浓缩，不返回上一步操作，以减少铅在循环中的损失。从图2中可以发现，锌开路粗选工艺的特点是:强化扫选，降低尾矿中的锌含量；锌粗选和扫选精矿合并进入锌选矿，减少了锌在流程中的循环次数，提高了锌回收率。

图2锌开路粗选过程