硫化铅锌矿石的选矿工艺通常采用浮选法回收，根据矿石性质、铅锌矿物可浮性等因素确定浮选工艺流程，主要有优先浮选、混合浮选和等可浮流程。近年来，为科学合理的利用铅锌矿产资源，选矿科技者不断创新，相继研发出部分快速浮选、分支串流浮选、异步混合浮选等新工艺流程，极大地促进了铅锌选矿技术发展水平[1-5]。河北承德地区某低品位铅锌矿矿石性质复杂，脉石矿物以易泥化的绢云母为主，可溶性盐高，铅锌矿物有一定程度氧化，针对该矿石性质特点，进行了选矿工艺试验研究。

1 矿石性质

1.1 矿石物质组成

矿石中的金属矿物主要有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿、褐铁矿等；脉石矿物主要有绢云母、石英、长石、长英质矿物和碳酸盐矿物等。原矿多元素分析结果见表1，铅、锌物相分析结果见表2、3。

 

表1 原矿化学多元素分析结果/%Table 1 Analysis results of multi-elements of the run-of-mine ore

  

*单位为g/t。

 

Pb Zn Cu S TFe SiO2 Al2O3 CaO MgO K2O Na2O Cd Au* Ag*1.39 1.95 0.056 4.18 6.22 51.31 15.95 0.63 0.85 4.72 1.30 0.015 0.40 13.0

 

表2 原矿铅物相分析结果Table 2 Analysis results of lead phase

  

铅相别 硫化铅 氧化铅 其他铅 总铅含量/% 1.23 0.11 0.05 1.39分布率/% 88.49 7.91 3.60 100.00

 

表3 原矿锌物相分析结果Table 3 Analysis results of zinc phase

  

锌相别 硫化锌 氧化锌 其他锌 总锌含量/% 1.67 0.13 0.15 1.95分布率/% 85.64 6.67 7.69 100.00

从表1～3可知，矿石中具有回收价值的元素为铅、锌，伴生元素银、镉可综合回收。铅锌矿物氧化率较高，伴生银与方铅矿关系密切，镉与闪锌矿关系密切。

1.2 铅锌矿物赋存状态

方铅矿呈他形晶粒状，粒度大小不等，多在0.1～2 mm之间，部分集合体粒度相对较粗，以脉状或浸染状分布于矿石中，多与闪锌矿和黄铁矿连生，部分呈单颗粒分布在脉石矿物间，或呈不规则脉状穿切闪锌矿和脉石矿物，可见粗颗粒方铅矿中包含黄铁矿。闪锌矿呈他形晶粒状，粒度0.1～2.5 mm，集合体粒度较粗，闪锌矿与其它矿物关系密切，在矿石中多呈浸染状和细脉状分布，大部分与方铅矿和黄铁矿连生，可见闪锌矿中包含黄铁矿或黄铜矿微粒，其中闪锌矿中的黄铜矿粒度细小，呈固溶体分离结构和被包含结构分布于闪锌矿中，机械方法难以解离，将会影响锌精矿的质量。

2 试验研究

根据该矿石性质复杂、铅锌矿物嵌布粒度变化大特点，研究开展了混合浮选流程、等可浮流程、低碱度优先浮选流程和高碱度优先浮选流程等方案对比试验，并对提高伴生银回收率进行了药剂制度研究。

2.1 混合浮选流程

混合浮选具有流程简单、回水利用方便、节省浮选药剂等优点，但也存在混合精矿铅锌分离效果不好，铅锌互含严重的问题。该矿石铅锌品位较低，混合浮选可以先把铅锌矿物浮出，达到提前抛尾的效果，混合精矿经脱药后浮选分离出铅、锌矿物，经多次探索性试验，最佳试验条件和流程见图1，试验结果见表4。

 

表4 混合浮选流程试验结果Table 4 The results of bulk fl otation test

  

名称 产率/% 品位/% 回收率/%Pb Zn Pb Zn铅精矿 2.76 33.13 20.97 65.78 29.53锌精矿 3.28 9.06 36.38 21.38 60.88尾矿 93.96 0.19 0.20 12.84 9.59原矿 100.00 1.39 1.96 100.00 100.00产品

高碱条件下利于抑制闪锌矿和黄铁矿，而方铅矿保持良好的可浮性，乙硫氮在高碱条件下作为铅矿物的捕收剂，分选效果比黄药更好，浮选速度快，药剂用量少，对黄铁矿、磁黄铁矿捕收能力较弱。由于该矿石中可溶性盐高，使矿浆呈弱酸性，其PH值为6.5，浮选时需加大量石灰调浆。高碱度优先浮选条件和试验流程见图4，试验结果见表7。

  

图1 混合浮选流程Fig.1 The fl owsheet of bulk fl otation

2.2 等可浮流程

4、加强林业管理人员的培训力度。林业管理人员专业能力和综合素质直接影响森林防火管理工作效果，提高林业管理人员培训模式的新颖性，提升林业管理人员培训内容的丰富性和延伸性，实现林业管理人员专业能力以及综合能力的共同提升，从而提高森林防火管理水平和管理效果。适当的增加森林防火设备的资金投入，及时维修和更换破损的灭火设备。

 

表5 等可浮流程试验结果Table 5 The results of iso- fl oatation test

  

名称 产率/% 品位/% 回收率/%Pb Zn Pb Zn产品铅锌混精 4.42 26.37 23.46 84.46 53.45锌精矿 1.55 1.70 45.52 1.91 36.37尾矿 94.03 0.20 0.21 13.63 10.18原矿 100.00 1.38 1.96 100.00 100.00

大多数银矿物的可浮性介于方铅矿和闪锌矿之间，选择适宜于银矿物浮选特性的捕收剂或加强混合用药，使铅、银可浮性的差异能协调同步，最大限度地将银矿物富集于铅精矿中。由于高碱条件下伴生银矿物可浮性降低，且乙硫氮对银矿物的捕收能力较弱[6]。为此，在不改变高碱度优先浮选流程结构的情况下，采用乙硫氮为主导捕收剂，通过添加辅助捕收剂进行了提高银回收率的研究[7]。

考虑到矿石中部分闪锌矿的可浮性较好，可先同方铅矿一起浮出，然后在浮出可浮性较差的闪锌矿，力图得到部分合格的锌精矿产品，由于混合精矿分离效果差，试验不再进行铅锌分离。最佳条件和试验流程见图2，试验结果见表5。

  

图2 等可浮流程Fig . 2 The fl owsheet of iso- fl oatation

2.3 低碱度优先浮选流程

该设计能够使装配式建筑的内部功能变得更加丰富，以各项功能构件作为辅助，确保内部结构、建筑、设备之间具有良好的协调性。在设计过程中，由设计师利用附属构件的方式对建筑层进行设计，一般包括地下室、标准层、首层、顶层等，其中建筑层主要包括附属构件、户型两个部分，同时也是建筑中不可替代的重要内容。

数据使用SPSS 18.0软件进行统计分析，计量资料用均数±标准差(±s)，数据比较采用t检验;计数资料用百分比(%)表示，数据比较采用χ2检验，P＜0.05表示差异有统计学意义。

 

表6 低碱度优先浮选流程试验结果Table 6 The results of selective flotation test in low alkali condition

  

名称 产率/% 品位/% 回收率/%Pb Zn Pb Zn铅精矿 2.29 49.84 6.81 82.11 7.88锌精矿 3.62 1.41 44.67 3.67 81.67尾矿 94.09 0.21 0.22 14.22 10.45原矿 100.00 1.39 1.98 100.00 100.00产品

试验结果表明，当矿浆pH=7.0±时，用捕收能力弱、选择性好的25号黑药作为铅捕收剂，采用铅锌依次优先浮选流程，闭路试验可获得铅品位49.84%、回收率82.11%、含锌6.81%的铅精矿和锌品位44.67%、回收率81.67%、含铅1.41%的锌精矿。低碱条件下，部分可浮性好的黄铁矿进入到铅精矿中，影响了铅精矿的质量。

  

图3 低碱度优先浮选流程Fig . 3 The flowsheet of selective flotation in low alkali condition

2.4 高碱度优先浮选流程

试验结果表明，铅锌混合浮选可获得铅品位和回收率分别为20.06%和87.16%、锌品位和回收率分别为29.34%和90.41%的混合精矿，脱药后进行铅锌分离，得到铅品位33.13%、回收率65.78%、含锌20.97%的铅精矿及锌品位36.38%、回收率60.88%、含铅9.06%的锌精矿，分选指标很不理想。试验中发现，闪锌矿的可浮性可归纳为两种情况，一部分含有微细粒黄铜矿的闪锌矿易浮，一部分闪锌矿的可浮性较差，需用硫酸铜活化增加其可浮性。另外为了加强对闪锌矿的捕收，需使用捕收能力较强的丁基黄药。活化剂和高级黄药的加入给铅锌混合精矿的分离带来很大的困难，造成精矿中铅锌互含高，因此该矿石不宜采用混合浮选再分离工艺流程处理。

优先浮选流程是按有用矿物天然可浮性难易程度，依次进行矿物分离的流程，有利于有用矿物之间的分离和获得高质量精矿产品，在我国铅锌选矿应用中占主导地位。方铅矿浮选时的矿浆pH值较宽，低碱度浮选时石灰用量少，管道不易堵塞、有利于伴生金银富集等优点，但也存在着锌硫易上浮的问题，因而使用选择性好的铅捕收剂显得特别重要。经大量探索试验，低碱度优先浮选最佳条件和试验流程见图3，试验结果见表6。

  

图4 高碱度优先浮选流程Fig . 4 The flowsheet of selective flotatsheet in high alkali condition

 

表7 高碱度优先浮选流程试验结果Table 7 The results of selective flotation test in high alkali condition

  

名称 产率/% 品位/% 回收率/%P b Z n P b Z n铅精矿 2.0 5 5 5.5 9 7.1 8 8 3.1 8 7.5 1锌精矿 3.5 7 1.4 3 4 5.2 3 3.7 3 8 2.3 8尾矿 9 4.3 8 0.1 9 0.2 1 1 3.0 9 1 0.1 1原矿 1 0 0.0 0 1.3 7 1.9 6 1 0 0.0 0 1 0 0.0 0品

从试验结果看出，在pH=11.0高碱条件下采用铅锌依次优先浮选流程，闭路试验可获得铅品位55.59%、回收率83.18%、含锌7.18%的铅精矿和锌品位45.23%、回收率82.38%、含铅1.43%的锌精矿，伴生元素银主要富集于铅精矿中，银品位347g/t、回收率54.72%。高碱条件下，铅、锌分选指标较好，但银回收率偏低。

2.5 工艺流程对比分析

E湖——湖水面积上的蒸发量，为湖最大与最小表面积的均值和洪水时段内的蒸发量（144 mm）之积，107m3；

原矿经1粗2精2扫混合浮选流程的选别，可获得铅+锌品位为49.40%的混合铅锌精矿，产品质量达到Ⅳ品级要求，此工艺具有流程短、铅锌混合精矿回收率较高的优点，但国内处理混合精矿的冶炼厂太少，产品销售价格低，为此进一步对混合精矿进行铅锌再分离试验，受矿石性质和残余药剂的影响，未能得到铅、锌合格精矿产品，混合精矿无法实现有效分离。等可浮流程虽然可获得部分合格锌精矿产品，但混合精矿中的锌品位不能达到品级要求。低碱和高碱条件下浮选流程结构相同，获得的铅精矿中锌含量都较高，曾进行了铅精矿再磨降锌试验，但部分与方铅矿关系密切的闪锌矿粒度微细，再磨过程中仍不能单体解离。与低碱条件相比，高碱条件下可获得高品位的铅精矿，铅回收率较高，而锌精矿的指标相差不是很大。因此，推荐高碱度铅锌依次优先浮选流程作为处理该矿石的最佳选矿工艺流程。

传统教学模式下，采用固定的课本，在很大程度上限制了学生的思维。因为那些教材内容陈旧，即使更新教材，但大多数的知识还是沿用原有内容，有的甚至原文照搬，新的知识点几乎没有补充。而且一本书从编写、修正到印刷出版，再到学生手中，需要经历很长一段时间，这其中的种种原因，导致学生所接触到的知识与他们所需要的知识相脱节，对学生的学习形成很大制约，培养的人才与社会需求不相匹配。再者，传统教学模式学生只会学习本专业知识，很少甚至不涉猎其他专业知识。而随着专业之间的相互渗透与交叉，社会需要精通多个领域的复合型人才。基于此，高校需要改变传统教学模式，培养适应时代需求的战略性人才。

2.6 提高银回收率研究

试验结果表明，等可浮流程可获得铅品位和回收率分别为26.37%和84.46%、锌品位和回收率分别为23.46%和53.45%的混合精矿，以及锌品位45.52%、回收率36.37%的锌精矿。该流程获得了产率为1.55%的合格锌精矿产品，但混合精矿铅+锌品位虽然达到49.83%，由于混精中铅高锌低、锌品位未达到品级要求。

探索了乙硫氮与丁铵黑药、苯胺黑药、飞瑞2542、FZ-9538等捕收剂组合及配比对铅、银矿物浮选的影响，结果表明，与单一使用乙硫氮相比，银回收率都有不同程度的提高，其中乙硫氮+丁铵黑药组合提高的幅度最大，粗选乙硫氮和丁铵黑药的最佳配比为4:1。在不改变其它药剂用量的情况下，以乙硫氮+丁铵黑药为铅浮选捕收剂，其用量为粗选（24+6）g/t、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ用量为（8+2）g/t，按图4流程结构进行了浮选闭路试验，试验结果见表8。

 

表8 提高银回收率试验结果Table 8 The results of improved silver recovery test

  

*单位为g/t。

 

品位/% 回收率/%Pb Zn Ag* Pb Zn Ag铅精矿 2.10 55.37 7.03 417 83.65 7.49 67.36锌精矿 3.59 1.34 45.25 46.2 3.46 82.46 12.76尾矿 94.31 0.19 0.21 2.74 12.89 10.05 19.88原矿 100.00 1.39 1.97 13.0 100.00 100.00 100.00产品名称产 率/%

从表8试验结果看出，铅精矿中银品位为417g/t，回收率67.36%，与铅浮选单一使用乙硫氮相比，银回收率提高了12.64%，同时铅的回收率略有提高。经对锌精矿进行产品检查，可知伴生元素Cd在锌精矿中被富集到品位为0.31%，回收率为74.19%。

基于国家下发2013年1∶250 000 DLG数据，参照云南省地图院2017年更新1∶50 000 DLG数据库，采用人工采集的方式，对1∶250 000 DLG数据进行更新，其中对变化大的要素(道路、居民地)采用缩编方式，对变化小的要素(水系)采用更新属性的方式。总体技术路线[1]，如图1所示。

3 结 语

（1）该矿石铅锌矿物嵌布粒度大小不等，方铅矿、闪锌矿和黄铁矿三者之间相互连生，部分方铅矿和闪锌矿颗粒中包含有黄铁矿，闪锌矿中还包含有黄铜矿，矿物之间关系复杂，选别分离难度大；部分与方铅矿连生的闪锌矿粒度细小，难以单体解离，造成铅精矿中含锌较高；铅锌矿物有一定程度氧化，影响铅锌回收率的提高；原矿中含大量绢云母，磨矿过程中易泥化，导致目的矿物上浮速度变慢；矿石中可溶性盐高，使浮选矿浆呈弱酸性，其pH值为6.5，浮选时需加大量石灰调浆。

（2）通过浮选工艺流程试验研究，该矿石适宜采用高碱条件下优先浮选流程处理，闭路试验获得铅品位55.37%、回收率为83.65%，含银417g/t、银回收率为67.36%的铅精矿；以及锌品位45.25%、回收率82.46%的锌精矿。

（3）使用乙硫氮和丁铵黑药组合捕收剂，发挥药剂间的协同效应，可使银矿物在铅精矿中有效的富集，与单独使用乙硫氮相比，银回收率提高了12.64个百分点，且铅的回收率也有提高。

参考文献：

[1]文金磊，朱一民，周菁，等.铅锌矿产资源特征及浮选工艺研究现状[J].矿产综合利用，2015（6）：1-6.

[2]牛艳萍，初静波，何章辉，等.某富银铅锌矿选矿试验研究[J].矿产综合利用，2013（4）：29-32.

[3]杨永涛，张渊，张俊辉.某微细粒难选铅锌矿选矿试验研究[J].矿产综合利用，2013（5）：20-23.

[4]张阳，陈军，余生根.云南某铅锌矿选矿试验研究[J].矿产综合利用，2014（5）：30-33.

[5]吴双桥.低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究[J].矿产综合利用，2010（4）：15-18.

[6]蔡玲，孙长泉，孙成林，等.共生金银综合回收[M].北京，冶金工业出版社，1999.

[7]叶富兴，宋宝旭，胡真，等.硫化铅锌矿中共伴生银的强化综合回收技术研究现状和发展概况[J].有色金属:选矿部分，2013（增刊）：15-18.