矿产资源具有不可再生和不可替代性，是国家经济建设可持续发展的重要保障，是人类赖以生存和发展的重要物质基础^{[1, 2]}。随着社会发展需求的增加和对矿产资源的不断开发，矿产资源面临着枯竭的危机。因此，各国政府和矿山企业越来越重视从选矿厂尾矿中二次回收矿产资源^[3-6]。

我国铅锌矿产^[7-11]分布广泛，具有贫矿多、富矿少、结构构造和矿物组成复杂的特点，部分铅锌矿选矿难度高，由于受生产技术水平和条件约束，在加工生产中产生的大量尾矿富含可供回收的有价金属矿物，若不加以回收利用，会造成资源浪费，另外也导致环境污染。

云南某铅锌矿浮选尾矿含Pb 0.21%，Zn0.25%，Au 0.76 g/t，Ag 44.72 g/t，S 26.55%，其中的金、银、硫，均具有较大的回收利用价值。文章以该尾矿作为研究对象，开展了金、银、硫综合回收试验研究。试验研究制定铅锌混浮-尾矿选硫原则工艺流程，采用乙硫氮与BK-N作为铅锌混浮的捕收剂，其中BK-N为油状有机酯类药剂，低毒、高效，对方铅矿具有较好的捕收作用，通过组合药剂的使用，强化捕收尾矿中的铅锌矿物，金、银随铅锌矿物同步富集得到综合回收；铅锌混选的尾矿再进行选硫，获得硫精矿。

1 样品性质

试验样品中主要金属矿物为黄铁矿，其次是方铅矿、闪锌矿，并有微量的黄铜矿、磁黄铁矿、赤铁矿、磁铁矿、毒砂、铅矾等。非金属矿物主要为白云石、方解石，其次为石英，还有少量绢云母、高岭石、长石、石榴石、滑石等。试验样品化学多元素分析结果见表 1，铅、锌、金、银的化学物相分析结果分别见表 2、表 3。

表 2中铅、锌的物相结果显示，样品中铅、锌矿物主要为硫化矿，氧化铅、氧化锌分别占比11.90%、10.40%。

表 3中金、银物相结果显示，样品中金、银矿物主要以裸露或硫化物包裹状态存在。

2 主要有价金属的赋存状态及铅、锌粒度组成

采用工艺矿物学研究方法，对样品中的铅、锌、金、银、硫等的赋存状态进行了考查，并对其中的铅、锌粒度组成进行了分析，分析结果见表 4。

铅：样品含铅0.21%，其中88.10%的铅以硫化铅的形式存在，主要矿物是方铅矿，11.90%的铅以氧化铅的形式存在，偶见白铅矿和铅矾。

锌：样品含锌0.25%，其中89.60%的锌以硫化锌的形式存在，主要矿物是闪锌矿，10.40%的锌以氧化锌的形式存在，偶见菱锌矿。

从表 4中可以看出，铅、锌矿物粒度分布均较细，-0.020 mm粒级以下部分铅、锌分布率分别占48.48%、48.53%。

金：样品含Au 0.76 g/t，金主要呈黄铁矿等硫化物包裹金形式产出，分布率为55.26%，其次以裸露金形式产出，裸露金主要指与硫化物或脉石连生但经磨矿后裸露表面的金矿物，分布率为32.89%，还有11.85%以脉石矿物包裹金形式存在。

银：样品含Ag 44.72 g/t，其中60.17%以硫化银或硫化物包裹银的形式存在。

硫：样品含S 26.55%。绝大部分硫以黄铁矿的形式存在，其次以闪锌矿、方铅矿、毒砂、黝铜矿、磁黄铁矿等硫化矿物的形式产出。

3 选矿试验结果与讨论

由于样品为铅锌浮选的尾矿，其中的铅、锌品位均较低，为了更好地综合回收，确定采用铅锌混合浮选—尾矿选硫的原则工艺流程进行试验，分别获得铅锌混合精矿和硫精矿，其中的金、银随铅、锌浮选同步富集在铅锌混合精矿中。试验原则工艺流程图见图 1。

3.1 铅锌混选条件试验 3.1.1 捕收剂种类对比试验

为了加强对样品中有用组分的捕收，进行了多种捕收剂(或组合)的对比试验，试验流程为先对样品磨矿，磨至细度-0.074 mm含量占75%，磨矿时添加石灰2 000 g/t，调整矿浆pH值至12.0左右，然后浮选过程依次加入调整剂亚硫酸钠500 g/t、硫酸铜100 g/t，以及捕收剂乙硫氮+BK-N为(60+14) g/t、起泡剂14 g/t，进行一次粗选，得到粗精矿和尾矿。试验结果见图 2。从图中可以看出，同时添加乙硫氮和BK-N时，产品中铅、锌回收率相对较高。

3.1.2 磨矿细度试验

样品中大部分的铅锌以贫连生体的形式存在，极少数呈现单体的形式。因此，首先考察细磨能否进一步使铅、锌矿物单体解离。磨矿细度试验流程为对样品进行磨矿(其中不磨时样品细度为-0.074 mm占65.8%)，固定石灰用量2 000 g/t，亚硫酸钠用量500 g/t、硫酸铜用量100 g/t，以及捕收剂乙硫氮+BK-N为(60+14)g/t、起泡剂14 g/t，进行一次粗选，得到粗精矿和尾矿。试验结果见图 3。从图中可以看出，随着磨矿细度的增加，粗精矿中铅、锌品位变化不显著，铅、锌、金、银的回收率均逐渐增加后略有下降，在磨矿细度为-0.074 mm占75%左右时粗选指标较好。

3.1.3 pH试验

在确定磨矿细度为-0.074 mm含量占75%，亚硫酸钠和硫酸铜用量分别为500 g/t、100 g/t，捕收剂乙硫氮和BK-N的用量分别为60 g/t、14 g/t，起泡剂BK202用量14 g/t，进行pH值试验。通过添加不同量的石灰，调节矿浆的pH值。试验结果见图 4。试验结果表明，随着矿浆pH值的不断升高，粗精矿中铅、锌的品位略有增加，铅回收率变化不明显，锌回收率增加后趋于平稳，金、银回收率有所降低但不显著。

3.1.4 亚硫酸钠用量试验

亚硫酸钠对黄铁矿有一定的抑制作用。因此，在确定其他条件的前提下，进行亚硫酸钠用量试验，试验结果见图 5。试验结果表明，随着亚硫酸钠用量的增加，粗精矿中铅、锌的品位逐渐增加，增加幅度不大，回收率逐渐降低，同时，金、银回收率也呈下降趋势。因此，在混合粗选作业无需添加亚硫酸钠。

3.1.5 硫酸铜用量试验

硫酸铜对闪锌矿具有一定的活化作用，在确定其他条件的前提下，进行调整剂硫酸铜用量试验，试验结果见图 6。试验结果表明，随着硫酸铜用量的增加，粗精矿中铅、锌、金、银的回收率均呈上升趋势，可见，添加适量的硫酸铜有利于目的矿物的上浮，用量在100 g/t左右为宜。

3.1.6 精选再磨细度试验

从样品工艺矿物学研究可知，样品中铅锌矿物粒度均较细，为了提高精矿铅、锌品位，以粗精矿作为给矿，进行铅锌混合精选的再磨细度试验。试验流程为再磨过程中加入石灰300 g/t，调整矿浆pH值至12以上，然后添加捕收剂BK-N 7 g/t，进行三次精选，得到铅锌混合精矿。试验结果见图 7。从试验结果可以看出，随着再磨细度的增加，精矿中铅、锌品位逐渐升高，作业回收率逐渐降低，当再磨细度在-0.043 mm含量占85%左右时精矿指标较好。

3.1.7 精选pH值试验

pH值的变化在硫化矿浮选过程中起着重要的作用，在确定精选再磨细度之后，考察pH值变化对精矿产品指标的影响，进行了石灰用量试验，试验结果见图 8。从试验结果可以看出，随着pH值逐渐升高，精矿中铅、锌品位逐渐升高，作业回收率先升高后降低。

3.2 硫浮选

以铅锌混合浮选的尾矿作为选硫的给矿，进行硫浮选。选硫采用硫酸作为活化剂，丁黄药作为捕收剂，BK202作为起泡剂。经条件试验确定硫酸用量为2 000 g/t，选硫矿浆pH值调整为7.0左右，丁黄药用量为100 g/t，起泡剂用量为7 g/t。选硫流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，获得硫精矿和尾矿。

3.3 闭路试验

在确定前面全部试验条件之后，进行全流程闭路试验。闭路试验流程见图 9，试验结果见表 5。

试验获得的铅锌混合精矿以闪锌矿为主，方铅矿次之，杂质矿物主要有黄铁矿、黄铜矿以及少量矿物等。在生产中可将该混合精矿作为给矿，返回铅锌浮选主回路，以期进一步提高铅锌产品总回收率；也可探索进行铅锌分离，分别获得铅精矿和锌精矿。

对尾矿进行镜下检查，结果表明其中的铅锌矿物主要以微细粒贫连生体的形式损失，如图 10所示。

4 结语

云南某铅锌矿浮选尾矿含Pb 0.21%，Zn 0.25%，Au 0.76 g/t，Ag 44.72 g/t，S 26.55%，其中的金、银、硫，均具有较大的回收利用价值。

文章针对该样品展开金、银、硫综合回收试验研究，依据样品性质及工艺矿物学研究结果，制定了铅锌混浮-尾矿选硫原则工艺流程，采用乙硫氮与BK-N作为组合捕收剂进行铅锌混合浮选，实验室闭路试验结果为：铅锌混合精矿Pb品位15.62%，Zn品位38.55%，含Au 15.83 g/t，含Ag 2 268.57 g/t，Pb回收率28.03%，Zn回收率53.69%，Au回收率7.63%，Ag回收率18.47%；硫精矿S品位48.77%，S回收率89.70%。