高铅矾的氧化铅矿选矿工艺研究曾茂青，乐智广，孙玉秀（国土资源部昆明矿产资源监督检测中心，云南昆明650218）铅矿。铅矾属难浮矿物，铅回收率的提高关键技术就是如何实现难选矿物铅矾的有效回收。本研究开展了摇床重选、螺旋溜槽重选、单浮选和浮选一摇床重选四种流程的探索对比试验。根据实际情况，确定摇床重选是合理的选铅工艺流程。原矿经摇床重选全流程选别后，可获得铅精矿产率5.26%、Pb42.50%、回收率64.43%；尾矿铅损失率35.57%的指标，为该矿山选厂设计、综合利用已堆存了多年的中低品位氧化铅矿提供了技术依据。

　　云南省某铅锌银多金属矿区中的氧化铅矿早已深度开采，由于当地百姓长期的采富弃贫，中低品~4.0%）的氧化铅矿石已堆存了约20万t，折具成铅金属量为0.7~0.8万t.按目前铅金属销售价格1.6万元/t计，潜在的经济价值为1.12~1.28亿元。因此，该矿山企业拟综合回收利用该中低品位氧化铅矿。

　　由于矿区位于金沙江边上，为了减少对环境的污染，同时综合考虑选矿指标与生产成本的关系，该矿山企业要求尽量采用重选流程选别该中低品位氧化铅矿，为选厂设计提供技术依据，达到提高矿产资源综合利用率和企业的经济效益的目的。

　　1原矿性质1.1原矿的化学成分原矿多元素分析、铅物相分析结果分别见表1、表2. 44.78%，它们是选矿回收的主要目的铅矿物，铅矾中铅占有率较高，不利于提高总铅回收率。

　　表1原矿多项分析结果/%表2铅物相分析结果物相方铅矿铅矾磷氯铅矿白铅矿总铅中铅（砷铅矿）中铅中铅含量/%占有率/% 1.2原矿粒度组成2mm）粒度筛析试验结果分别见表3、表4.和-0.019mm两个细级别中品位较高，有富集现象，铅分布率共20.29%.如果用摇床选别，则粒度矣0.037mm的这部分铅矿物已很难回收。

　　表3原矿粒度师析结果粒级产率/%品位分布率/%个别累计个别累计原矿表4磨矿产品（-0.2mm）粒度筛析结果粒级产率/%品位分布率/%个别累计个别累计原矿将表4与表3的结果对比可见，原矿经磨至-0.2mm后，-0.037mm级别的铅分布率从20.29%增加到39.06%，难选细粒级中的铅矿物约增加了1倍。不论是采用重选还是浮选，都增加了选别难度。

　　2选矿工艺试验研究根据矿石性质，分别开展了摇床重选、螺旋溜槽重选、单一浮选和浮选一重选等四种选矿工艺进行探索对比试验，筛选出合理的选铅工艺流程。

　　2.1流程探索对比试验2.1.1摇床重选试验方铅矿和铅矾硬度低、性脆，为了避免过粉碎，原矿先预先筛分出-0.2mm粒级，+0. 2mm粒级再磨再分级，分级产物（-0.2mm）进入一段床重选，分别产出铅精矿、中矿和尾矿。中矿再用摇床扫选次，其精矿、尾矿分别并入一段床铅精矿、尾矿，试验结果见表5.表5摇床重选试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%铅精矿中矿尾矿原矿原矿经摇床重选后，可获得铅精矿Pb43.62%，铅回收率45.12%的指标。铅回收率偏低的主要原因是，-0.037mm粒级铅分布率高达39.06%，这些细粒、微细粒铅矿物难以用摇床重选法回收。

　　2.1.2螺旋溜槽重选试验螺旋溜槽已广泛应用于粗选抛尾、尾矿再选等矿山实践中，具有占地面积小、处理量大、成本低的优点。原矿分别磨至-0.2mm、-0.5mm入选细度，后经“一粗精”螺旋溜槽重选流程选别，试验结果见表6.表6螺旋溜槽重选试验结果入选细度产品产率品位回收率名称铅精矿中矿尾矿原矿铅精矿中矿尾矿原矿原矿经螺旋溜槽重选工艺选别后，入选细度无5mm，铅精矿富集比均不到2，富集效果很差，且损失于尾矿中的铅品位很高，也就是说，采用单一螺旋溜槽或者螺旋溜槽抛尾一摇床精选流程均不适宜。

　　螺旋溜槽设备选择性较差，精矿带常混杂有比重较大的萤石矿物，造成铅精矿品位低；另外，其对细料、微细粒铅矿物回收效果也较差，以上两种原因造成螺旋溜槽对该氧化铅矿分选效果很差。

　　2.1.3单一浮选试验原矿中硫化铅矿物为方铅矿，主要的氧化铅矿物为铅矾，试验采用“先硫后氧”的浮选工艺进行选别硫化铅、氧化铅矿物。浮选工艺流程见，试验结果见表7.表7浮选工艺流程试验结果产品名称产率/% pb品位/% Pb回收率/%硫化铅精矿硫化铅中矿化铅精矿化铅中矿1化铅中矿2化铅中矿3尾矿原矿先浮方铅矿后用“硫化一黄药法”浮铅矾，可获得硫化铅精矿Pb27. 90%、回收率42.18%（相对于硫化铅矿物回收率为84. 29%），硫化铅矿物浮选效果较好。但是，氧化铅矿物铅矾基本上没有上浮，其主要原因为：第铅矾在常温（18°C）下溶解度为1. 1，它表面溶解度较大，硫化剂和捕收剂难以吸附和固着；第二，原矿细磨后产生了大量的矿泥，罩盖在氧化铅矿物表面，恶化浮选过程。2.2.4浮选一摇床重选试验先用浮选法选别方铅矿，浮选尾矿中的氧化铅矿物铅矾用摇床重选法回收。探索性浮选一摇床重选联合流程见，试验结果见表8.表8浮选一摇床重选联合流程试验结果产品名称产率/% pb品位/% Pb回收率/%硫化铅精矿硫化铅中矿化铅精矿化铅中矿尾矿原矿硫化铅浮选尾矿经一次摇床选别后，可获得氧化铅精矿产率4. 76%、铅回收率21.28%的指标，原矿中铅矾可用摇床有效选别。

　　根据四种工艺流程对比试验结果，以及综合考虑生产指标与生产成本的关系，并针对矿石性质推荐摇床工艺流程。

　　探索性浮选工艺流程药剂用量单位：g/t 3X丁黄药+乙硫氮200+硫化铅粗选丁黄药100硫化铅扫选硫化铅中矿氧化铅精矿氧化铅中矿尾矿探索性浮选一摇床重选联合流程2.2摇床重选工艺试验2.2.1入选细度条件试验试验分别开展了。5mm、-.3mm、-.2mm和-0.15mm四个不同入选细度的条件试验，其中，-0.5mm入选细度先分成四个粒级后入选，而-0.3mm、-0.2mm和-0.15mm三个入选细度都是先分成三个粒级后入选。各个粒级摇床均仅选别一次，产出的铅精矿、中矿和尾矿分别合并后作为该入选细度的铅精矿、中矿和尾矿，试验结果见表10.表10入选细度条件试验结果入选细度产品产率Pb品位Pb回收率名称铅精矿中矿尾矿原矿铅精矿中矿尾矿原矿铅精矿中矿尾矿原矿铅精矿中矿尾矿原矿对于摇床而言，入选细度应尽可能放粗，但是从表10可以看出，入选细度放粗至-0.5mm或-0.3mm时，铅精矿品位均较低，这是由于铅矿物与石英等脉石矿物解离度不够的原因。另外，综合铅回收率考虑，较佳的入选细度为-0.2mm.―段床中矿不同处理方式对选铅的影响入选细度为-0. 0.15+0.074mm和-0.074mm三个粒级，后进入一段床选别一次。其中，-0. 074mm细粒级的摇床中矿直接进入摇床再选，而-0.2+0. 15+0.074mm两个粗粒级的中矿有两种处理方式：种是先选后磨再选，优点是在再磨前提前把已经单体解离的铅矿物回收掉，另种是先磨后选。

　　在相同的再磨细度条件下，段床中矿‘’先选后磨再选“与”先磨后选“相比，铅精矿回收率相近，但后者铅精矿品位高得多且流程简单。因此，段床中矿处理方式以”先磨后选“为佳。

　　―段床中矿再磨细度条件试验分别考查了段床中矿再磨细度-0.074mm70%、80%和90%对选铅效果的影响，工艺流程见，试验结果见表11.表11―段床中矿再磨细度条件试验结果产品产率品位Pb回收率含量/%名称铅精矿中矿尾矿给矿铅精矿中矿尾矿给矿铅精矿中矿尾矿给矿―段床中矿再磨细度从-0.074mm70%提高到90%，铅精矿品位均较高，但尾矿铅损失率以再磨细度-0.074mm80%为最低。因此，段床中矿再磨给矿（粗粒级床中矿）再磨-0.074mm含量（变）摇床铅精矿中矿尾矿中矿再磨流程2.2.4摇床重选全流程试验根据上述的试验成果，确定了摇床重选全流程见，试验结果见表12.表12摇床重选全流程试验结果产品名称产率/% Pb品位/% Pb回收率/%铅精矿尾矿原矿原矿经分级后采用摇床重选全流程选别，可获得铅精矿产率5.26%、Pb 42.50%、回收率64.43%；尾矿铅损失率35. 57%的指标。为该矿山建设选矿厂提供了技术经济依据，达到了综合回收利用已堆存了多年的中低品位氧化铅矿的目的。

　　2.2.5尾矿粒度筛析试验表13摇床重选尾矿粒度筛析结果粒级产率/%Pb品位Pb分布率/%个别累计个别累计尾矿为了考查铅矿物流失在摇床重选尾矿中的原因，进行了尾矿粒度筛析试验，结果见表13.级中。对该尾矿鉴定后查明，主要的铅矿物为铅矾，绝大多数已单体解离，但粒度微细，已超出了摇床重选有效回收粒度的下限。

　　3结语原矿入选品位Pb3.73%、铅氧化率51.91%，属氧化铅矿。主要铅矿物为方铅矿和铅矾；主要脉石矿物为石英、白云石和土状萤石等。

　　原生矿泥（破碎前）含量-0.074mm占16.10%，磨矿产品-0.2mm矿泥含量-0.074mm占54.52%，原矿经磨矿后矿泥含量急剧增加，对于方铅矿和铅矾来说，不论是采用重选还是浮选，都增加了选别难度。另外，铅矾嵌布粒度细且性脆、易过粉碎，这两种原矿均造成了难以提高铅回收率。

　　分别拟定并开展了摇床重选、螺旋溜槽重选、浮选和浮选一摇床重选四种流程的探索对比试验，摇床重选是该矿合理的工艺流程。

　　摇床重选主要工艺技术条件和流程结构优化结果表明：较佳的入选细度为-0. 2mm、段床中矿再磨再选、中矿再磨细度-0.在较佳的分选条件下，原矿经摇床重选全流程选别后，可获得铅精矿产率5. 42.50%、回收率64.43%；尾矿铅损失率35.57%的指标，为该矿山选厂设计、综合利用已堆存了多年的中低品位氧化铅矿提供了技术经济依据。

　　摇床重选尾矿中铅主要损失在-0.019mm微细粒级中，分布率为65.87%；主要的铅矿物为铅矾，绝大多数已单体解离，但粒度微细，已超出了摇床重选有效回收粒度的下限。