引言

铅锑锌是重要的工业原料，我国铅、锌储量均位于世界第二位，锑储量远高于其他国家，位居世界第一，是我国的优势矿产资源。但我国铅锑锌矿床呈现品位偏低，富矿偏少，成分复杂的主要特征，制约了铅锑锌的提取和回收。作为铅锑锌资源的重要载体，脆硫锑铅矿是我国特有的硫盐矿物，其铅锑元素以硫化物固溶体形式紧密共生，需借助冶金方法才能实现元素分离。闪锌矿作为锌的主要硫化矿物，广泛赋存于中低温热液矿床，共伴生微量元素复杂，铁离子易置换闪锌矿晶格中的锌形成铁闪锌矿，与闪锌矿以类质同象的形式存在。广西大厂锡石多金属硫化矿矿床所产脆硫锑铅矿，与闪锌矿密切共生，浮选时铅锑与锌难以高效分离，导致铅锑精矿中仍含有较高品位的锌，既制约主要金属回收效率又造成伴生资源损失。面对工业化进程加速带来的铅锑锌需求增长，开发高效分离技术实现多金属协同回收已成为选矿领域可持续发展的关键问题。目前，已有研究在矿物提升矿物解离度和选择性回收方面取得突破，张芹等研究了脆硫锑铅矿在无捕收剂条件下的自诱导浮选行为，揭示了脆硫锑铅矿表面S⁰的自诱导疏水特性，脆硫锑铅矿的无捕收剂浮选过程受pH值和矿浆电位协同调控机制影响。黎维中等通过电化学试验-浮选试验联合分析，探讨了乙硫氮体系下脆硫锑铅矿的浮选行为，结果表明，酸性介质下，脆硫锑铅矿可浮性好，强碱性环境下，脆硫锑铅矿的可浮性急剧下降，可浮电位区间范围随之变窄。黄凌云系统阐释了铜活化作用对闪锌矿可浮性的影响，铜离子诱导生成疏水性多硫化物，为闪锌矿无捕收剂浮选提供了理论支撑。本文聚焦于脆硫锑铅矿-闪锌矿体系，系统考察了两种矿物在不同pH环境、捕收剂种类、抑制剂组合下的浮选行为差异，然后进一步开展混合精矿浮选条件试验和闭路流程验证，确定实现二者分离的最优药剂制度。

矿样、药剂及试验方法

样品与试剂

本试验所矿用脆硫锑铅矿和闪锌矿样品取自广西某铅锑锌多金属矿床，人工精选剔除脉石除杂后的矿石经破碎、球磨、干式筛分获得-0.074 mm粒级占比100%的单体解离样品，样品在恒温条件下干燥，密封保存于广口玻璃瓶。经化学分析测定，脆硫锑铅矿和闪锌矿的纯度分别为95.2%和95.38%。试验所用药剂中，起泡剂松油醇采用工业级产品，捕收剂、抑制剂均选用分析纯试剂。

浮选试验

单矿物浮选试验采用40 ml XFG型挂槽式浮选机，在恒温环境下开展。矿样预处理阶段，将经解离的矿物置于200 ml烧杯中，加入超纯水，超声波清洗仪连续清洗5 min以剥离矿物表面可能存在的氧化物，静置，去除上层澄清液体。每次试验采用电子天平精确称取2 g矿样，置于浮选槽后定量注入超纯水至40 ml，浮选机转速为1600 r/min，依次加入pH调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂，各药剂间隔2 min添加，浮选时间为3~4 min，浮选完成后烘干称量泡沫产品及槽内产品并计算其回收率，回收率计算式为：

R=

式中m₁、m₂代表泡沫产品和槽内产品的质量。

单矿物浮选实验的结果与讨论

pH值对单矿物浮选行为的影响

不同捕收剂体系下，考察pH值对矿物分选效果的影响规律，试验结果如图1所示。在丁基黄药体系（10 mg/L）中，脆硫锑铅矿和闪锌矿的回收率均随pH值的升高呈单调递减趋势，但整个pH值变化的区间内，脆硫锑铅矿的回收率均处于优势地位。pH值<8时，脆硫锑铅矿的回收率稳定在80%以上；而pH值>8时，脆硫锑铅矿回收率下降幅度增大，pH为12时，回收率较峰值降低达56%，强碱性环境下，脆硫锑铅矿表面会氧化产生亲水性物质，恶化捕收效果，导致回收率降低^[16]。值得注意的是，pH值=8时，两矿物的回收率差值达最大44.84%。当丁铵黑药为捕收剂（10 mg/L）时，脆硫锑铅矿的回收率呈两段式下降特征：pH<8时，以0.62 %/pH的速度缓慢下降；pH>8后，以16.23 %/pH的速度快速下降。当pH值<6时，闪锌矿回收率缓慢提高，导致两矿物回收率差值缩小至7.86%；pH值>8后，闪锌矿回收率陡降，pH值=10时，回收率降至31.59%，此时与脆硫锑铅矿形成最大差值39%。以乙硫氮作为捕收剂（10 mg/L）时，整个浮选体系表现出最好的选择性，两矿物的回收率差值始终高于丁基黄药与丁铵黑药体系。pH=4时，脆硫锑铅矿回收率达到峰值88.03%，随着pH值的升高，回收率持续下降。pH=10时，脆硫锑铅矿和闪锌矿回收率差值最大为50.40%。综上所述，弱碱性环境可有效抑制闪锌矿可浮性，同时维持脆硫锑铅矿较高的回收率，分离效果好。

丁基黄药用量对单矿物浮选行为的影响

pH值为8、捕收剂为丁基黄药的体系中，考察捕收剂用量对矿物分选效果的影响。脆硫锑铅矿的回收率随丁基黄药用量的增加呈现线性变化。丁基黄药用量处于2~6 mg/L区间内，闪锌矿回收率从15.43%快速上升至36.12%，导致两矿物回收率差值从59.89%降低至45.91%。用量超过6 mg/L后，闪锌矿回收率升高幅度较小，稳定在40%左右，同时脆硫锑铅矿和闪锌矿回收率差值变化趋于稳定。

丁铵黑药用量对单矿物浮选行为的影响

pH值为8、捕收剂为丁铵黑药的体系中，考察捕收剂用量对矿物分选效果的影响。丁铵黑药用量小于10 mg/L时，脆硫锑铅矿回收率上升速率为6.80 %/mg·L^-1，用量为10 mg/L时达到峰值82.79%，用量超过10 mg/L后，以1.07 %/mg·L^-1的速率下降。闪锌矿的回收率则随丁铵黑药用量的增加从24.75%一直缓慢升高到64.72%，但闪锌矿回收率在整个用量区间内均低于脆硫锑铅矿的回收率，在丁铵黑药用量为8 mg/L时二者回收率相差最大为25.56%。

乙硫氮用量对单矿物浮选行为的影响

pH值为8、捕收剂为乙硫氮的体系中，考察捕收剂用量对矿物分选效果的影响。乙硫氮用量小于10 mg/L并逐渐增加时，脆硫锑铅矿回收率以6.19 %/mg·L^-1的速率快速升高至82.75%。用量大于10 mg/L后，脆硫锑铅矿回收率稳定在83%。闪锌矿回收率随乙硫氮用量的增加持续上升，但处于较低水平，均不超过40%。乙硫氮用量为10 mg/L时，两矿物回收率相差最大，约50%，乙硫氮体系中两矿物分选效果显著优于丁基黄药和丁铵黑药体系。

硫酸锌用量对单矿物浮选行为的影响

在pH值为8、乙硫氮10 mg/L的体系中，考察硫酸锌用量对矿物分选效果的影响，试验结果如图2所示。脆硫锑铅矿的回收率受硫酸锌用量变化的影响不明显，仅从81.29%变化至75.88%。闪锌矿的回收率在硫酸锌用量为50~100 mg/L时下降速度快，超过100 mg/L后，闪锌矿回收率逐渐趋于稳定。表明闪锌矿能够被硫酸锌有效抑制，同时脆硫锑铅矿的回收率能够维持较高水平。因此，硫酸锌最佳用量为100 mg/L，此时脆硫锑铅矿的回收率为83.03%，与闪锌矿的回收率差值达59%。

亚硫酸钠用量对单矿物浮选行为的影响

在pH值为8、乙硫氮10 mg/L的体系中，考察亚硫酸钠的用量对矿物分选效果的影响，试验结果如图3所示。脆硫锑铅矿的回收率随亚硫酸钠用量的增加呈缓慢下降趋势，整体回收率处于75%~80%，下降速率为0.18 %/mg·L^-1。闪锌矿的下降速率大于脆硫锑铅矿，为0.53 %/mg·L^-1。由此说明，亚硫酸钠对闪锌矿的抑制效果强于脆硫锑铅矿，用量50 mg/L时回收率差值最大为61.84%，由此确定，50 mg/L为亚硫酸钠最佳用量。

硫酸锌＋亚硫酸钠组合抑制剂用量对单矿物浮选行为的影响

在硫酸锌100 mg/L、pH值为8、乙硫氮10 mg/L的体系中，调整亚硫酸钠用量考察组合抑制剂配比对矿物分选效果的影响，试验结果如图4所示。亚硫酸钠用量从10 mg/L增加到50 mg/L，脆硫锑铅矿和闪锌矿的回收率均呈现下降趋势，前者的回收率由81.76%降至63.82%，后者的回收率由27.72%下降至11.12%，且脆硫锑铅矿的回收率始终维持显著优势。当亚硫酸钠用量小于20 mg/L时，脆硫锑铅矿回收率保持相对稳定，而闪锌矿回收率迅速下降。用量等于20 mg/L时，两种矿物回收率差值达到最大值60.75%。综合分析，确定亚硫酸钠20 mg/L为最优用量。

硫酸锌+WH90组合抑制剂用量对单矿物浮选行为的影响

在硫酸锌100 mg/L、pH值为8、乙硫氮10 mg/L的体系中，考察WH90用量对矿物分选效果的影响，试验结果如图5所示。随着WH90的用量由0 mg/L增加至15 mg/L，脆硫锑铅矿的回收率仅从初始值83.03%平缓下降至81.76%，闪锌矿回收率下降幅度则较大，为74.87%。当WH90用量达15 mg/L时，脆硫锑铅矿和闪锌矿回收率差值达到峰值68%。WH90用量超过15 mg/L后，脆硫锑铅矿回收率急速下降，而闪锌矿回收率下降速率减慢。综上所述，确定15 mg/L为WH90最适宜用量。

脆硫锑铅矿和闪锌矿混合精矿浮选分离试验研究

pH调整剂用量对混合精矿分离的影响

在固定硫酸锌500 g/t、乙硫氮90 g/t、2号油40 g/t的药剂制度下，调整石灰以调控矿浆pH值，试验结果见图6。随着氧化钙用量的增加，锑的回收率呈现明显负增长，而铅锌的品位和回收率保持相对稳定，由此可知，石灰的使用会恶化铅锑与锌的分离效果，可能是由于氧化钙水解产生的氢氧化钙部分覆盖在矿物表面，阻隔了矿物与药剂的相互作用。综合考虑，在无pH调节的矿浆自然条件下进行铅锑与锌的分离。

捕收剂用量对混合精矿分离的影响

根据单矿物条件试验结果，在相同用量变化条件下，乙硫氮为捕收剂时，脆硫锑铅矿和闪锌矿单矿物的浮选分离效果最佳，因此选择乙硫氮为混合精矿分离的捕收剂，通过单因素条件试验确定乙硫氮的用量。固定硫酸锌500 g/t、2号油40 g/t的药剂制度，调整乙硫氮的用量，试验结果见图7。铅锑锌的回收率随乙硫氮用量的增加均呈现上升趋势，乙硫氮用量逐渐增加至90 g/t时，铅锑回收率增长速度快，锌回收率增长速度慢，铅锑和锌的回收率差值持续增大至峰值。乙硫氮用量大于90 g/t后，铅锑回收率增速下降而锌回收率增速上升，铅锑和锌回收率差值开始持续减小。铅锑的品位随乙硫氮用量的增加缓慢降低，而锌的品位随乙硫氮用量的增加缓慢升高。综上所述，乙硫氮90 g/t时可实现铅锑的高效回收，同时锌回收率处于较低水平，确定90 g/t为乙硫氮最佳用量。

抑制剂用量对混合精矿分离的影响

根据单矿物条件试验结果，组合抑制剂对混合精矿浮选分离的效果好，且WH90可以更少的用量取得与亚硫酸钠相当的抑制效果，因此选择硫酸锌加WH90组合作为混合精矿分离的抑制剂，通过单因素条件试验确定组合抑制剂的用量。固定药剂制度为乙硫氮用量90 g/t、2号油40 g/t，调整抑制剂用量，试验结果见图8。

由图8可知，单一硫酸锌抑制体条件下，锌的品位和回收率随硫酸锌用量的增加呈负相关关系。当硫酸锌用量增至700 g/t时，锌的品位从4.39%降至3.75%，回收率从20.23%降至16.9%。硫酸锌用量超过700 g/t后，锌的品位和回收率降速变缓，综合考虑，硫酸锌用量700 g/t为宜。硫酸锌加WH90组合抑制剂条件下，铅锑品位较单一抑制剂时升高，而锌品位较单一抑制剂时降低，铅锑与锌的分离效果更好。当WH90用量为80 g/t时，铅的品位和回收率达最大值，分别为18.9%和84.25%。WH90的用量从60 g/t增加到80 g/t时，锌的回收率迅速下降，当WH90用量超过80 g/t后，锌的回收率变化不明显，在整个用量区间内，锌的品位呈下降趋势。综上分析可知，组合抑制剂硫酸锌用量为700 g/t，WH90用量为80 g/t时铅锑与锌分离效果最好。

全流程闭路试验

根据铅锑锌混合精矿的特点，采用先铅锑后锌的优先浮选流程，采用硫酸锌加WH90组合作为闪锌矿的抑制剂，氧化钙作为pH调整剂，乙硫氮作为脆硫锑铅矿的捕收剂。通过脆硫锑铅矿和闪锌矿混合精矿浮选分离的单因素条件试验，确定了在自然pH值条件下进行浮选分离，硫酸锌加WH90组合抑制剂的用量分别为700 g/t和80 g/t，乙硫氮的用量为90 g/t。以条件试验结果为依据，开展全流程闭路试验，工艺流程，试验结果如表1所示。

产品名称	产率/%	品位/%			回收率/%
		Pb	Sb	Zn	Pb	Sb	Zn
铅锑精矿	4.22	20.66	42.35	3.43	87.04	88.78	8.34
锌精矿	5.03	0.78	1.75	51.54	3.78	5.64	85.57
尾矿	90.75	0.15	0.47	0.35	6.02	5.72	9.96
给矿	100	1.19	2.31	3.88	100.00	100.00	100.00

由表1可知，对给矿品位铅锑3.5%，锌3.88%的混合精矿，经闭路试验所得铅锑精矿中铅的品位和回收率分别为20.66%和87.04%，锑的品位和回收率分别为42.35%和88.78%，其中所含锌的品位为3.43%。锌精矿中锌的品位和回收率分别为51.54%和85.57%。

结论

（1）乙硫氮和丁基黄药对脆硫锑铅矿的选择性优于丁铵黑药，且在弱碱性环境下脆硫锑铅矿和闪锌矿分选选择性最好；抑制剂体系对比表明，组合抑制剂相对单一抑制剂具有更强的抑制效果，分离效果相当时，WH90用量少于亚硫酸钠。

（2）混合精矿分离时，氧化钙的加入虽微弱影响闪锌矿的可浮性，但会显著抑制锑矿物，降低锑的回收率，恶化分离效果。

（3）整个工艺试验流程依次加入抑制剂（硫酸锌700 g/t+WH9080 g/t）、捕收剂乙硫氮（90 g/t）、起泡剂2号油，铅锑混浮工艺采用“一次粗选、三次精选、三次扫选”，锌浮选工艺采用“一次粗选、三次精选、一次扫选”。闭路试验获得最终铅锑精矿中铅和锑的回收率分别为87.04%、88.78%，对应品位20.66%、42.35%，含锌锌品位仅为3.43%，回收率为8.34%，锌精矿中锌的品位和回收率为51.54%、85.57%。

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