云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究.pdf

云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究 ① 张 晶１，２， 简 胜１，２， 王少东１，２， 乔吉波１，２， 吕晋芳１，２ （１．昆明冶金研究院，云南 昆明 ６５００３１；２．云南省选冶新技术重点实验室，云南 昆明 ６５００３１） 摘 要 采用优先浮选碳－铅硫混选分离⁃锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究，成功获得了铅精矿、 锌精矿，并有效回收了硫。 铅精矿中铅品位 ４７．７２％、锌品位 ４．２５％、铅回收率 ４８．０５％、锌回收率 ０．３８％，锌精矿中锌品位 ５０．２７％、铅品 位 ０．７２％、锌回收率 ９４．２１％、铅回收率 １５．１３％。 铅、锌在碳产品中损失不大。 关键词 浮选； 含碳铅锌矿； 铅硫分离； 锌硫分离 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０４．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０４－００５５－０４ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｌｅａｄ ａｎｄ Ｚｉｎｃ ｆｒｏｍ Ｃａｒｂｏｎａｃｅｏｕｓ Ｌｅａｄ⁃Ｚｉｎｃ Ｏｒｅ ｉｎ Ｙｕｎｎａｎ ｂｙ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ＺＨＡＮＧ Ｊｉｎｇ１，２， ＪＩＡＮ Ｓｈｅｎｇ１，２，ＷＡＮＧ Ｓｈａｏ⁃ｄｏｎｇ１，２， ＱＩＡＯ Ｊｉ⁃ｂｏ１，２， Ｌ Ｊｉｎ⁃ｆａｎｇ１，２ （１． Ｋｕｎｍｉｎｇ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００３１， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｔｈｅ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｎｅｗ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｏｆ Ｙｕｎｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００３１， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ａ ｃａｒｂｏｎａｃｅｏｕｓ Ｐｂ⁃Ｚｎ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｙｕｎｎａｎ ｗａｓ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ａｄｏｐｔｉｎｇ ａ ｓｅｑｕｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ｃｏｍｐｏｓｅｄ ｏｆ Ｃ⁃ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， Ｐｂ⁃Ｓ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， Ｚｎ⁃Ｓ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｎｄ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｅｒｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌｌｙ， ｗｉｔｈ ｐｙｒｉｔｅ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ａｓ ａ ｂｙ⁃ｐｒｏｄｕｃｔ． Ｐｂ ｇｒａｄｅ ａｎｄ Ｚｎ ｇｒａｄｅ ｉｎ ｔｈｅ ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｒｅ ４７．７２％ ａｎｄ ４．２５％ ｗｉｔｈ ｃｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓ ｏｆ ４８．０５％ ａｎｄ ０．３８％， ｗｈｉｌｅ Ｚｎ ｇｒａｄｅ ａｎｄ Ｐｂ ｇｒａｄｅ ｉｎ ｔｈｅ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｒｅ ５０．２７％ ａｎｄ ０．７２％ ｗｉｔｈ ａ Ｐｂ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ９４．２１％ ａｎｄ ａ Ｚｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ １５．１３％． Ｉｔ ｃａｎ ｂｅ ｓｅｅｎ ｔｈｅ ｌｏｓｓ ｏｆ ｌｅａｄ ａｎｄ ｚｉｎｃ ｉｎ ｃａｒｂｏｎ ｐｒｏｄｕｃｔ ｉｓ ｌｉｍｉｔｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｃａｒｂｏｎａｃｅｏｕｓ ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｏｒｅ； Ｐｂ／ Ｓ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； Ｚｎ／ Ｓ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ 铅锌金属广泛应用于汽车制造行业、建筑行业、交 通运输行业、化学工业等领域，是我国重要的战略金 属。 由于国内主要有色产品冶炼能力较大，铅锌冶炼 产能的扩张速度远快于铅锌矿山的勘探和开采速度； 同时优质矿山资源不断减少，导致铅锌精矿的价格呈 上升趋势［１－２］。 如何高效利用现有资源，提高资源综 合回收率，已成为铅锌企业提高经济效益的关键。 对于传统的硫化铅锌矿，一般有铅锌优先浮选、铅 锌混合⁃优先浮选、铅锌等可浮选以及分支浮选等 ４ 种 原则流程［３］。 当矿石中含硫较高时，在流程中还要加 入铅硫分离或锌硫分离工序。 而碳质脉石对浮选的影 响，一般采用两种工艺来消除［４］，一种是先脱碳，再进 行矿物浮选，优点是浮选指标相对稳定，缺点是对于可 浮性好和需细磨才能解离的矿物，易导致大量有用矿 物流失；另一种工艺是不脱碳，直接浮选，优点是含碳 较低的矿石具有较好的指标，缺点是含碳较高的矿石， 不仅药剂消耗大，而且浮选泡沫非常不稳定，生产上不 易实现稳定操作。 本文在分析原矿性质的基础上，采 用合理的药剂制度和工艺，综合回收铅锌。 １ 矿石性质及特征 矿样化学多元素分析结果见表 １，物相分析结果 见表 ２。 矿石中可利用的有价元素为铅、锌、硫，铅含 量较低，碳质含量为 ９．５７％。 表 １ 试样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＰｂＺｎＳＡｓＡｇ１）Ａｕ１） ０．４２４．７０７．５００．２６５．７＜０．２ ＣＳｉＯ２ＦｅＡｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ９．５７１．７４５．０５０．９０４４．５７０．２１ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ①收稿日期 ２０１４－０２－０３ 作者简介 张 晶（１９８５－），女，湖北应城人，硕士，工程师，主要从事选矿研究工作。 第 ３４ 卷第 ４ 期 ２０１４ 年 ０８ 月 矿 冶 工 程矿 冶 工 程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №４ Ａｕｇｕｓｔ ２０１４ 表 ２ 物相分析结果 元素相别含量／ ％ 硫酸盐０．０２ 碳酸盐＜０．０１ 铅硫化物０．４０ 铅铁矾及其它含铅＜０．０１ 合计０．４２ 碳酸盐＜０．０１ 硅酸盐＜０．０１ 锌硫化物４．６７ 铁酸锌及其它锌＜０．０１ 合计４．７０ 从表 １～２ 可知，矿石属于氧化程度较低的含碳铅 锌矿，铅主要以硫化物（方铅矿、硫锑铅矿）形式产出，锌 主要以闪锌矿形式产出。 确定回收的成分为铅、锌、硫。 矿石中主要金属矿物有闪锌矿、低铁闪锌矿、方铅 矿、硫锑铅矿，主要脉石矿物有方解石、石英等，其他金 属矿物有黄铁矿、毒砂、钒钛磁铁矿。 矿石中闪锌矿、黄铁矿、方铅矿部分呈单体解离的 破碎颗粒，部分不均匀星散状分布于透明矿物颗粒之 间，均呈它形粒状。 闪锌矿主要与方解石和黄铁矿连生 在一起，低铁闪锌矿主要与黄铁矿、方解石、闪锌矿连生 在一起。 方铅矿主要与黄铁矿、闪锌矿、方解石连生。 方铅矿中完全解离的单体颗粒占总质量的 １８％， 硫锑铅矿中完全解离的单体颗粒占总质量的 １１％，低 铁闪锌矿没有完全解离的单体颗粒存在，闪锌矿的单 体解离度为 １５％，但其中 ９０％的颗粒解离水平达到 ４２％，总体水平高于其它目标矿物。 ２ 选矿试验 ２．１ 试验方案 由于原矿含有部分碳，且铅锌嵌布粒度细，完全解 离的单体颗粒少，基本都以连生颗粒的形式存在。 根 据矿石性质，试验采用了碳铅混选分离⁃锌硫混选分离 流程以及优先浮选碳⁃铅硫混选分离⁃锌硫分离流程。 对混选流程进行了条件试验，碳铅分离后得到的碳精 矿中铅回收率损失较大，约 １８．２５％，试验结果见表 ３。 同时有部分铅硫致密共生导致有部分硫进入铅精矿 中，导致铅精矿品位不高。 因此后续将集中对优先浮 选流程进行条件试验。 表 ３ 碳铅混选分离⁃锌硫混选分离浮选试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＰｂＺｎ 碳精矿２．４７３．１３５．６３１８．２５２．９４ 铅精矿０．８２２７．３７３．２７５２．８１０．５７ 锌精矿９．１４０．４９４７．８１１０．６６９２．４２ 硫精矿８．５７０．４３１．６２８．７６２．９４ 尾矿７９．０００．０５１０．０６８９．５１１．１４ 原矿１００．０００．４２４．７３１００．００１００．００ ２．２ 优先选碳探索试验 优先浮选碳⁃铅硫混选分离⁃锌硫分离流程的关 键，一是在优先浮选中，降低铅、锌在碳精矿中的损失； 二是铅精矿及锌精矿品质的提高，降低硫在精矿中的 含量。 通过查阅相关文献［５－６］，同时针对矿石性质，进 行了浮选条件试验。 根据以往的试验经验，采用不同捕收剂与起泡剂 相结合的方式进行了优先选碳探索试验。 试验磨矿细 度为－７４ μｍ 粒级占 ８０％，试验流程为一段粗选，添加 了锌抑制剂硫酸锌（１ ０００ ｇ／ ｔ），试验结果见表 ４。 表 ４ 优先选碳探索试验结果 药剂用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＰｂＺｎ 柴油２０ ７３０Ａ３０ 碳产品２．８３１．３２６．１７３２．２９３．７１ 尾矿９７．１７０．４０４．６６６７．７１９６．２９ 原矿１００．０００．４２４．７０１００．００１００．００ 煤油１０ ２４Ｋ４０ 碳产品２．０３１．３２４．９１６．９９２．３２ 尾矿９７．９７０．４０４．７０９３．０１９７．６８ 原矿１００．０００．４２４．７０１００．００１００．００ 试验结果表明矿石中铅可浮性很好，只添加少量 柴油及起泡剂 ７３０Ａ，铅在碳精矿中损失高达 ３２．２９％； 添加煤油及起泡剂 ２４Ｋ，铅在碳精矿中的损失很低，综 合考虑，添加煤油及较脆的起泡剂 ２４Ｋ 较好。 ２．３ 优先选碳条件试验 ２．３．１ 铅硫混选分离石灰用量及再磨细度试验 采用 优先选碳（硫酸锌１０００ ｇ／ ｔ，煤油１０ ｇ／ ｔ，２４Ｋ ４０ ｇ／ ｔ），铅 硫混选（硫酸锌 ５００ ｇ／ ｔ，乙硫氮 ４０ ｇ／ ｔ，２４Ｋ ３０ ｇ／ ｔ），铅 硫粗精矿精选两次（硫酸锌５００＋２００ ｇ／ ｔ），铅硫分离一 粗一扫，扫选石灰用量减半，扫选采用乙硫氮 １０ ｇ／ ｔ， ２４Ｋ １０ ｇ／ ｔ，进行铅硫混选分离石灰用量及铅硫粗选粗 精矿再磨细度条件试验，试验结果见表 ５。 由表 ５ 可知随着石灰用量增加，所得铅精矿中铅 品位增加，当石灰用量为 ６００＋３００＋３００ ｇ／ ｔ（铅硫混选 ＋铅精选＋铅扫选）时可以得到较高铅品位的铅精矿， 铅在硫精矿中损失较小。 再磨细度试验表明，在铅硫混选粗精矿不磨的前 提下（粗精矿实际细度为－４５ μｍ 粒级占 ８０％），得到 的铅精矿品位只有 ３５．３１％。 当再磨细度为－４５ μｍ 粒 级占 ９５％时，铅硫混选分离可以得到铅品位为 ４３．１６％ 的铅精矿，说明铅硫混选得到的粗精矿在较粗细度下 难以解离；同时在细度－４５ μｍ 粒级占 ９５％的再磨条 件下，硫精矿中铅的含量明显降低，所以铅硫混选石灰 用量定为 ６００＋３００＋３００ ｇ／ ｔ，再磨细度为－４５ μｍ 粒级 占 ９５％。 ６５矿 冶 工 程第 ３４ 卷 表 ５ 铅硫混选分离石灰用量及再磨细度试验结果 试验条件 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＰｂＺｎ 不再磨 （－４５ μｍ 占 ８０％） 石灰用量（ｇ／ ｔ） 铅硫混选＋精选＋扫选 （６００＋３００＋３００） 铅精矿０．１８３５．３１５．３５１５．４７０．２１ 中矿 １０．９０１４．２１３．８３３０．７９０．７３ 中矿 ２０．８０７．０１６．０７１３．５０１．０３ 硫精矿４．７２０．７７１．４１８．７５１．４２ 尾矿９３．４００．１４４．８６３１．４８９６．６１ 原矿１００．０００．４２４．７０１００．００ １００．００ 不再磨 （－４５μｍ 占 ８０％） 石灰用量 ｇ／ ｔ 铅硫混选＋精选＋扫选 （３００＋１５０＋１５０） 铅精矿０．３３２９．４６６．５７２２．８５０．４５ 中矿 １０．７０１２．７３３．７２２１．２６０．５５ 中矿 ２０．８９８．８６５．０９１８．８００．９６ 硫精矿４．０３０．６０１．５５５．７６１．３２ 尾矿９４．０５０．１４４．８５３１．３３９６．７０ 原矿１００．０００．４２４．７２１００．００ １００．００ 再磨 （－４５μｍ 占 ９５％） 石灰用量（ｇ／ ｔ） 铅硫混选＋精选＋扫选 （６００＋３００＋３００） 铅精矿０．１７４３．１６６．５７１７．３３０．２４ 中矿 １０．６３２０．７３３．７２３０．８５０．５０ 中矿 ２０．６８８．８６５．０９１４．２３０．７４ 硫精矿５．０３０．５６１．５５６．６６１．６７ 尾矿９３．４９０．１４４．８５３０．９２９６．８６ 原矿１００．０００．４２４．６８１００．００ １００．００ ２．３．２ 铅硫混选粗精矿摇床试验 由于铅锌混选所 得铅硫精矿产率很低，浮选分离流程较长，而摇床重选 分离有流程短的优点，因此对铅锌混选所得精矿精选 一次后进行摇床重选分离。 分离得到铅精矿品位 ５４􀆱 ８４％，但是铅精矿回收率只有 ５．３５％，摇床尾矿铅 回收率 ２５．０７％。 试验结果表明，摇床重选可以得到少 量高品位的铅精矿且含锌较低，但是由于铅硫密度差 异较小，所得硫精矿中含铅虽然不高，但是其产率较 大，导致硫精矿中铅的损失很大，因此铅硫混选所得精 矿采用重选效率不高。 ２．３．３ 锌硫混选硫酸铜用量试验 优先选碳及铅硫 粗选中均加入了硫酸锌抑制锌的浮选，被抑制的闪锌 矿需要经过活化才能上浮。 在锌硫浮选中加入硫酸铜 作为活化剂，考查粗选硫酸铜用量对锌硫混选的影响， 扫选硫酸铜用量减半。 捕收剂为丁基黄药，粗选用量 为 １５０ ｇ／ ｔ，扫选用量为 ７０ ｇ／ ｔ。 起泡剂为 ７３０Ａ，粗选 用量为 ３０ ｇ／ ｔ，扫选用量为 １０ ｇ／ ｔ。 试验结果表明，随 着硫酸铜用量增加，所得锌硫精矿中锌品位先增加后 降低，锌回收率先增加后趋于稳定。 硫酸铜用量过低 不能使锌矿物完全活化，导致锌回收率偏低；硫酸铜过 高时，会降低浮选的选择性，同时会消耗部分黄药，降 低锌的品位和回收率。 因此粗选硫化铜用量确定为 １００ ｇ／ ｔ。 ２．３．４ 锌硫混选丁基黄药用量试验 扫选丁基黄药 用量减半。 活化剂为硫酸铜，粗选用量为 １００ ｇ／ ｔ，扫 选用量为 ５０ ｇ／ ｔ。 起泡剂为 ７３０Ａ，粗选用量为 ３０ ｇ／ ｔ， 扫选用量为 １０ ｇ／ ｔ。 丁基黄药用量试验结果见图 １。 图 １ 锌硫混选丁基黄药用量试验结果 试验结果表明，随着丁基黄药用量增加，锌硫精矿 中锌品位变化不大，但锌回收率逐渐增加后保持不变， 丁基黄药用量在 １００ ｇ／ ｔ 时，浮选指标较好。 ２．３．５ 锌硫分离石灰用量试验 采用石灰作为锌硫 分离有效抑制剂，抑制硫的上浮。 将锌硫混选所得粗 精矿精选两次（不加药剂空白精选）后进行分离试验， 锌硫分离流程为一粗一精一扫，锌扫选及精选石灰用 量减半，锌扫选时添加捕收剂乙硫氮 １０ ｇ／ ｔ，起泡剂 ７３０Ａ １０ ｇ／ ｔ。 碳产品，铅硫粗精矿合并为混合精矿分 析。 试验结果见表 ６。 表 ６ 锌硫分离石灰用量试验结果 石灰用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＰｂＺｎ ７００ ｐＨ＝１０ 混合精矿１２．５４２．７３３．６５７７．７２９．７４ 锌精矿７．２６０．５５５４．０６９．０７８３．５４ 中矿 １０．８３０．６２２０．２０１．１７３．５７ 中矿 ２０．４４１．０２３．５３１．０３０．３３ 硫精矿２．４４０．４２１．０６２．３３０．５５ 尾矿７６．４８０．０５０．１４８．６８２．２８ 原矿１００．０００．４４４．７０１００．００１００．００ ４００ ｐＨ＝９ 混合精矿１２．５４２．７３３．６５８０．００９．７５ 锌精矿９．６２０．４２４２．１５９．４５８６．４１ 中矿 １０．４００．５３１５．２００．５０１．３１ 中矿 ２０．２３０．９３２．４８０．５１０．１２ 硫精矿０．６４０．４００．９５０．６００．１３ 尾矿７６．５６０．０５０．１４８．９５２．２８ 原矿１００．０００．４３４．６９１００．００１００．００ 由表 ６ 可知，随着石灰用量增加，所得锌精矿中锌 品位逐渐增加，锌回收率逐渐降低。 石灰用量适当时， 浮选泡沫能保持一定的粘度。 当用量过低时，ｐＨ 值过 低不能有效抑制硫铁矿；用量过高时，将促使微细粒矿 粒凝结，而使泡沫黏结膨胀，影响浮选过程的正常进 行。 综合考虑，锌硫分离石灰用量以 ７００＋３００＋３００ ｇ／ ｔ （分离＋精选＋扫选）为宜。 ２．３．６ 小型闭路试验 根据条件试验结果，对不同的 浮选给矿细度的矿浆进行了全流程闭路试验，闭路试 验流程如图 ２，试验结果见表 ７。 ７５第 ４ 期张 晶等 云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究 图 ２ 闭路试验流程 小型闭路试验结果表明原矿磨矿细度在－７４ μｍ 粒级占 ６５％～８０％时，锌品位及回收率变化不大；随着 磨矿细度增加铅精矿中铅回收率逐渐增加，硫精矿中 硫品位逐渐增加、回收率略有增加，但是增加幅度不明 显。 考虑到磨矿工艺及磨矿成本对选矿成本的影响， 建议磨矿细度选择－７４ μｍ 粒级占 ６５％。 表 ７ 小型闭路试验结果 －７４ μｍ 粒级 含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＳＰｂＺｎＳ ６５ 碳精矿０．６１２．４４４．５５３２．５０３．５２０．５９２．６３ 铅精矿０．４２４７．７２４．２５２４．０５４８．０５０．３８１．３６ 硫精矿 １４．０８０．９６１．５７４１．０４９．３２１．３７２２．３６ 锌精矿８．８００．７２５０．２７ ３２．３６１５．１３９４．２１３７．９９ 硫精矿 ２５．７８０．７７１．００３８．７７１０．５９１．２３２９．８９ 尾矿８０．３１０．０７０．１３０．５４１３．３９２．２２５．７９ 原矿１００．０００．４２４．７０７．５０１００．００ １００．００ １００．００ 合并硫精矿９．８６０．８５１．２４３９．７１１９．９２２．５９５２．２５ ８０ 碳精矿０．６８２．１６５．２９３３．４１３．４６０．７７３．０４ 铅精矿０．５７４４．７８５．１２２４．４４５９．８３０．６２１．８６ 硫精矿 １３．５８０．９４１．２７４５．０９７．８６０．９７２１．５２ 锌精矿９．０３０．５５４９．０４ ３２．３６１１．７０９４．３３３８．９９ 硫精矿 ２５．９４０．５７１．１３３９．５９７．９４１．４３３１．３８ 尾矿８０．２００．０４９ ０．１１０ ０．３００９．２１１．８８３．２１ 原矿１００．０００．４３４．７０７．５０１００．００ １００．００ １００．００ 合并硫精矿９．５２０．７１１．１８４１．６６１５．８１２．４０５２．９０ ３ 结 论 １） 原矿含铜０．４２％、锌４．７０％、硫７．５０％，碳９．７５％， 主要有用矿物为方铅矿和闪锌矿，脉石矿物主要为方 解石、石英。 碳对铅锌矿品质有一定影响。 ２） 在优先浮选碳的条件下，采用铅硫混选分离⁃ 锌硫混选分离的浮选工艺流程最终获得了铅品位 ４７􀆱 ７２％、铅回收率 ４８．０５％的铅精矿，锌品位 ５０．２７％、 锌回收率 ９４．２１％的锌精矿和硫品位 ３９．７１％、硫回收 率 ５２．２５％的硫精矿。 铅、锌在碳产品中损失不大，基 本实现了铅、锌、硫的回收。 参考文献 ［１］ 王 博． 浅析影响铅锌市场行情的因素［Ｊ］． 财经视点，２０１２ （１１）１３０． ［２］ 李 琦． 铅上市企业生存状态不佳［Ｊ］． 中国金属通报，２０１３ （４０）３８－４１． ［３］ 胡熙庚． 有色金属硫化矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社，１９８７． ［４］ 胡 敏． 含碳难选低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究［Ｊ］． 有 色金属（选矿部分），２０１０（３）１６－２１． ［５］ 邱显扬， 叶 威，陈志强，等． 某含碳铅锌矿铅锌分离试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２，３２（１）３９－４１． ［６］ 李 洁，马 晶，郭月琴，等． 某含碳富含磁黄铁矿细粒嵌布铅锌 矿石选矿工艺研究［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２０１２（４）２３－２７． ８５矿 冶 工 程第 ３４ 卷