-），男，陕西安康人，硕士研究生，研究方向为选矿工艺及资源综合利用。
铅锌矿作为重要的有色金属矿产资源在国民经济中具有重要作用，金属铅、锌广泛应用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途1.我国的铅锌资源非常丰富，但是铅锌矿矿物类型复杂，共伴生元素较多，贫矿多，富矿少，因此在开采时应尽可能的考虑综合回收有用矿物，使资源得到充分利用。福建某高硫多金属铅锌矿品位低，利用难度大直未被开采。通过对该矿石进行详细的工艺矿物学特征分析和试验室选矿试验，确定了合适的工艺流程和最佳的药剂制度，获得了较为理想的选矿指标。
1试样性质福建某高硫多金属铅锌矿中主要金属矿物为磁黄铁矿、黄铁矿和磁铁矿，次为黄铜矿、闪锌矿和方铅矿，偶见毒砂和白铁矿，脉石矿物以石英居多，其次为长石、黑云母、云母、阳起石和铁白云石等。主要矿物组成见表1.矿石中各种金属硫化物的产出形式较为复杂，嵌布粒度较细，相互之间交代穿插的现象常见。
黄铜矿多呈不规则粒状沿磁铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铁矿的边缘及粒间充填；方铅矿比闪锌矿更加细小，普遍在0.1mm以下，常被闪锌矿交代；磁铁矿呈半自形或不规则粒状，粒度变化较大；磁黄铁矿是最主要的金属硫化物，不仅含量高，而且与其他硫化物的交生关系极为复杂，初步估计即使通过细磨也难使它们充分解离，因而会导致其他目的矿物难以得到有效地富集和回收。黄铁矿含量仅次于磁黄铁矿，呈自形、半自形等轴粒状或不规则状，与其他矿物交生关系较为简单。
由此可以判断，影响铜、铅、锌和铁元素回收的因素主要是磁黄铁矿。
表1矿物组成（质量分数）/%黄铜矿闪锌矿黄铁矿、毒砂方铅矿磁铁矿磁黄铁矿铁白云石石英、长石云母、绿泥石阳起石其它必须使黄铜矿、闪锌矿、方铅矿和磁铁矿较为充分的单体解离。并针对其硫高、铅锌品位低这特点，依据高碱性条件下能够避免铅锌硫可浮性相近，在较高pH条件下，有利于闪锌矿的抑制，而方铅矿则仍具有良好的可浮性等性质，选择在高碱性条件下，采用优先浮选流程，用硫酸锌作锌抑制剂，进行无氰浮选分离4，并探索出最佳的药剂制度和工艺流程，获得合格的铅、锌、硫精矿。
3试验研究3.1磨矿粒度条件试验由于矿物的嵌布粒度较细，粒度分布不均匀，并且pH值越高，黄铁矿越易发生氧化反应0，进而黄铁矿很容易被抑制，会对方铅矿的浮选有利。按照所示流程，进行了磨矿粒度条件试验，结果见表4.铅粗M矿尾矿铅粗选流程试样多元素分析结果见表2.由表2可以看出该矿石铜、铅、锌的品位都很低，硫含量高达25.4%，属于高硫、低品位多金属硫化矿石。
表2化学多元素分析结果（质量分数）/%1）单位为g/t.铅锌物相分析结果见表3.表3表明铅锌的氧化率较高。该矿可以回收的铅锌主要是硫化铅锌矿物，氧化矿物还难以充分回收利用。
表3铅锌物相分析结果元素相态含量/%分布率/%硫化铅氧化铅铅硅酸铅总铅硫化锌氧化锌锌锌铁尖晶石总锌综上分析得知，矿物中较高的硫含量和低品位的有用矿物将会导致最终目的矿物品位不高，而较高的氧化率则会直接制约其回收率的提高。
2试验方法根据该矿工艺矿物学特点，为了能获得合格产品，表4磨矿粒度条件试验结果1！产品产率品位/%回收率/%含量/%名称铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿由表4可知，随着磨矿粒度变细，铅粗精矿回收率也随之增加，当-0.074mm粒级占85.74%时，铅粗精矿回收率不再增加，综合铅锌品位变化的趋势，选择-0.074mm粒级占85.74%的磨矿粒度进行其后的条件试验。
3.2石灰用量条件试验选择石灰作矿浆的调整剂，以实现高碱性条件下的浮选，磨矿粒度为-0.074mm粒级占85.74%，流程见，石灰用量试验结果见表5.表5石灰用量条件试验结果石灰用量产品产率品位/%回收率/%名称铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿（加入磨机中）铅粗精矿尾矿原矿由表5可知，铅的回收率随着石灰用量的增加而降低，品位则逐渐增加，说明高碱性条件下石灰对黄铁矿及磁黄铁矿等的抑制作用很明显，同时将石灰加入磨机里的浮选结果进行对比，发现在保持相似的抑制效果的条件下，石灰的用量减少了近50%左右。因此，选择将石灰直接加入磨机中磨矿可以减少工业生产成本，此时的pH值约为12，确定石灰用量为5000g/t进行后面的条件试验。
3.3锌抑制剂用量条件试验选择硫酸锌作锌抑制剂，磨矿粒度为-0.074mm粒级占85.74%，石灰用量为5000g/t（加入磨机中），按照所示流程，进行了硫酸锌用量条件试验，结果见表6.表6锌抑制剂用量试验结果硫酸锌用量产品产率品位/%回收率/%名称铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿表6说明了随着硫酸锌用量增加，铅粗精矿中锌的含量逐渐降低，当硫酸锌用量达到750g/t后铅粗精矿中锌的含量变化不再显著，考虑成本等因素，在此选择750g/t的硫酸锌为宜。
3.4铅粗选捕收剂种类条件试验在确定了磨矿粒度为-0.074mm粒级占85.74%，石灰用量为5000g/t（加入磨机中），硫酸锌用量为750g/t后，选择乙基黄药、丁胺和硫氮作为铅的捕收剂进行了铅捕收剂种类试验，试验流程见，试验结果见表7.表7铅粗选捕收剂种类试验结果药剂种类及用量产品产率品位/%回收率/%名称铅粗精矿乙黄药尾矿原矿丁胺铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿铅粗精矿尾矿原矿表7数据表明，乙黄药选择性较好，但是捕收能力较差，SN-9捕收能力较强，对铅也有较好的选择性，故选择SN-9作为铅浮选捕收剂。
3.5铅粗选捕收剂用量条件试验74%，石灰用量为5000g/t（加入磨机中），硫酸锌用量为750g/t，捕收剂为SN-9，SN-9用量试验结果见表8.由表8可见，当SN-9用量为30g/t时，品位开始下降，回收率增加不明显，因此SN-9用量确定为30g/t.表8铅粗选SN-9用量试验结果产品名称产率品位回收率铅粗精矿3.6锌粗选硫酸铜用量条件试验药用量为40g/t，选择硫酸铜作为闪锌矿的活化剂并考察其用量，试验流程见，结果见表9.由表9可以看出，随着硫酸铜用量增加，锌回收率逐渐上升，但锌品位先增加后有所降低，当硫酸铜用量达到200g/t后，锌品位达到最大，回收率上升趋势不再明显，故此，选择硫酸铜的用量为200g/t较为适宜。
表9锌粗选硫酸铜用量试验结果硫酸铜用量产品名称产率品位回收率锌粗精矿3.7锌粗选丁基黄药用量条件试验74%，硫酸铜用量为200g/t，选择丁基黄药作为锌的捕收剂并考察其用量，试验流程见，结果见表10.表10锌粗选丁基黄药用量试验结果丁基黄药用量产品名称产率品位回收率锌粗精矿由表10可见，随丁基黄药用量增加，锌回收率逐渐增加，当丁基黄药用量达到40g/t时回收率增幅逐渐递减，因此选择丁基黄药用量40g/t较为适宜。
3.8粗磨开路试验粗磨开路试验流程见，通过铅锌分别粗扫三精选，最后硫进行了粗扫精，试验结果如表11所示。
74%的磨矿条件下，铅锌尚未达到充分的单体解离，导致品位不合格，为此，需要对铅锌粗精矿再磨，以使铅锌矿物实现更充分的单体解离。
表11铅锌硫开路试验结果产品名称产率品位/%回收率/%铅精矿铅中1铅中2铅中铅扫精锌精矿锌中锌扫精硫精矿硫中矿尾矿原矿3.9粗精矿再磨试验粗精矿再磨试验结果见表12.当铅的粗精矿的磨矿粒度达到-0.045mm粒级占90%时，经过铅的4次精选可以获得铅品位44.92%、回收率41.55%的铅精矿合格产品，故此，选择再磨粒度为-0.045mm粒级占90%.同样的，也对锌的粗精矿进行了再磨粒度试验，结果见表13.当-0.045mm粒级占90%时，经过4次精选，锌品位为43.97%、回收率为40.01%，因此，锌的再磨粒度确定为-0.045mm粒级占90%为宜。
表12铅粗精矿再磨试验结果产品产率品位/%回收率/%粒级含量/%名称铅精矿表13锌粗精矿再磨试验结果产品产率品位/%回收率/%粒级含量/%名称锌精矿~13可知，当再磨粒度达到-0.045mm粒级占90%时，铅精矿中铅品位为44.92%，而铅中锌含量也符合要求，锌精矿中锌品位也增加到43.97%，锌中含铅符合要求，兑明铅锌实现了较好的单体解离。
3.10实验室小型闭路试验在粗磨开路试验和再磨条件试验的基础上，对该矿进行了试验室小型闭路试验，闭路流程为铅一粗两扫粗精矿再磨后经过四次精选流程，选铅尾矿选锌，锌―粗两扫粗精矿再磨后进行四次精选作业，选锌尾矿再一粗一精选硫。闭路流程及药剂用量见，结果见表14.表14试验室小型闭路试验指标产品名称产率品位/%回收率/%铅精矿锌精矿硫精矿尾矿原矿由表14可知，试验室小型闭路试验获得了铅品位25%的铅精矿，铅精矿中含锌5.47%；锌精矿锌品位40.27%、回收率为61.07%，锌精矿中含铅1.07%；硫精矿硫品位为43.31%、回收率为85.48%，硫精矿中含铅锌分别为0.为了验证该流程的适应性，又取了该矿的较高品位的代表样品进行了验证试验，主要元素分析结果见表15高品位矿样主要元素分析结果（质量分数）/%由表15可以看出，铜铅锌3种元素的含量较前面的试验样品有所提高，但铜品位仍很低，不作单独回收。经过与前面类似的条件验证和药剂制度调整后，进行了小型闭路试验，获得的铅精矿品位53.67%、回收率66.06%，其中含锌2.12%；锌精矿品位43.32%、回收率65.47%，其中含铅1.49%；硫精矿品位43.31%、回收率83.88%，其中含铅、锌分别为0.28%和0.67%.验证试验指标较前面的矿样闭路指标有明显的提高。
4结语福建某高硫低品位复杂多金属硫化铅锌矿中有用矿物嵌布粒度分布较宽，共生交代关系复杂。黄铜矿与磁黄铁矿嵌布关系密切，闪锌矿部分与磁黄铁矿紧密镶嵌，部分则沿着磁铁矿边缘交代，方铅矿的分散程度较高，大多见于闪锌矿的边部，但粒度较为微细，只有在较细的磨矿粒度条件下才能实现大部分有用矿物的单体解离；金属硫化物进入了铅锌精矿中致使目的矿物的品位很难提高，其中铅锌矿物的氧化率较高，这也是导致回收率低的直接原因。
经过对比试验，采用阶段磨矿阶段选别流程比较合理。第一段磨矿粒度为-0.074mm粒级占85.74%，获得铅锌粗精矿。由于铅锌矿物嵌布粒度细，还需要5结语从工业试验结果看出，巯基乙酸异辛酯与丁黄药混用浮选刁泉硫化银铜矿，不用再添加起泡剂，适合在该矿使用。
使用巯基乙酸异辛酯和丁黄药作捕收剂，与原使用药方（MOS+RB3）相比，铜精矿品位提高了6.12%，银品位提高了372.6g/t，铜银回收率分别提高了5.58%和6.97%，还可降低药剂费用0.72元/吨（原矿），经济效益显著。
采用巯基乙酸异辛酯和丁黄药混合捕收剂不添加起泡剂的药剂组方，不用改变现有工艺流程设备，建议该厂使用此药方。
从上看，用巯基乙酸异辛酯作捕收剂，前（上接第33页）结构，磁畴是不连续的，磁畴的移动受到了阻碍，因此，粒度减小时，人工磁铁矿剩磁、矫顽力和质量磁化率略有变化，但变化不大；天然磁铁矿剩磁和矫顽力明显增大，质量磁化率明显减小，这就造成了当粒度较粗时，人工磁铁矿的剩磁和矫顽力比天然磁铁矿大很多，质量磁化率比天然磁铁矿小很多，而随着颗粒粒度减小，二者的剩磁、矫顽力和质量磁化率的差异缩小。
4）人工混合矿磁选分离结果表明，粒级相同的条件下，人工磁铁矿和天然磁铁矿磁分离质效率相近，但人工磁铁矿要获得与天然磁铁矿相同的分选效率，所需的磁场强度比天然磁铁矿高，这是因为人工磁铁矿的磁性比天然磁铁矿弱，需要更大的磁力才能被吸引，（上接第38页）铅锌粗精矿分别再磨至-0.045mm粒级占90%左右，铅回路采用一粗、四精、二扫流程，锌回路采用粗、四精、二扫，硫粗、一精工艺流程，小型闭路流程试验获得了铅品位42.13%、回收率64.25%的铅精矿，铅精矿中含锌5.47%；锌精矿锌品位40.27%、回收率61.07%，锌精矿中含铅1.07%；硫精矿硫品位为43.31%、回收率为85.48%，硫精矿中含铅锌分别为经较高品位矿验证后，闭路试验指标较前面而言也有所提高，表明该流程对该矿具有较好的适应性。
人只作过浮选闪锌矿的试验，未见用来浮选硫化银铜矿的报导，本文用来浮选银铜矿尚属首次。
分子质量应小于或等于200，但巯基乙酸异辛酯分子质量超过200，与报导略有差异，可能是所浮矿物不同的缘故。
