1、山西某铅金混合精矿铅金分离试验廖银英 1 杨远坤 吴双桥 吕兵超 （1.紫金矿冶设计研究院, 福建 上杭 364200；2.低品位难处理黄金资源综利用国家重点实验室, 福建 上杭 364200）摘要：针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用采用一粗两扫两精的工艺流程，闭路试验可获得 Pb 品位 60.35%、含 Au 54.06g/t、含 Ag 2708.80g/t 的铅精矿，铅回收率为59.41%、Au 回收率 26.05%、Ag 回收率 37.79%；Au 品位 33.34g/t、Ag 品位 968.97g/t 的金精矿，Au 回收率为 73
2、.95 %、Ag 回收率 62.21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用，同时不影响金银的总回收率，提高了选厂的经济效益。关键词：铅金混合精矿；铅金分离；浮选；回收率Separation Flotation of a Lead-Gold Bulk Concentrate from ShanxiLIAO Yin ying YANG Yuan Kun WU shuang qiao LV bing chao(1.Zinjin Mining separation of lead and gold; flotation; recovery山西某伴生金铅锌多金属矿床，生产上采用铅金混合浮选法回收矿石
3、中金，但由于铅金混合精矿铅品位偏低，销售时铅不计价，大大降低了该矿石的价值1，2 。为提高提高选厂经济效益，本试验以该混合精矿为原料，进行了铅金分离试验研究。1 试样性质试样来自山西某选矿厂经浮选后的铅金混合精矿，试样多元素分析结果见表 1，试样含 Au 37.01g/t、含 Ag 1288.16g/t、含 Pb 18.15%，试样主要回收有价元素为 Au、Ag 和 Pb。表 1 试样多元素分析结果Tabel 1 Multi-element analysis results of ore sample/%元素 Au1） Ag1） Pb Zn S CaO MgO含量 37.01 1288.16
4、18.15 5.12 32.42 2.35 3.711）单位为 g/t，下同。混合精矿矿物组成较简单，经磨制光片、薄片进行偏反光显微镜下鉴定，结合化学分析结果，表明试样主要含方铅矿、黄铁矿和少量闪锌矿，金银主要包裹于硫化矿中，金少量以自然金形式存在，试样含较多细泥。方铅矿一般呈他形晶粒状或集合体产出，方铅矿一般与闪锌矿、黄铁矿紧密共生（见图 1） ，与闪锌矿互相交代，呈边缘不规则的交代溶蚀结构和岛状的交代残余结构；方铅矿常常交代充填于黄铁矿的裂隙中，或呈微细粒包含在黄铁矿中，方铅矿集合体中常常包含许多黄铁矿，呈不规则的破布状或细脉状，最大为 0.8 mm，最小为 0.003 mm，一般在 0.
5、020.4 mm。黄铁矿多数呈他形晶粒状产出，少数呈半自形晶自形晶粒状或集合体产出，黄铁矿在矿石中的含量较多，与方铅矿、闪锌矿关系密切，常常呈分散的较稠密的斑点状嵌布于方铅矿、闪锌矿中，部分黄铁矿呈分散稀疏斑点状嵌布于矿石中；黄铁矿晶体中有时交代包含少量细粒方铅矿、闪锌矿。黄铁矿的粒度最大为 1.5 mm，最小为 0.01 mm，一般为0.11 mm。图 1 方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生Fig.1 The closely symbiotic relationship of the lead-zinc-sulfide2 试验结果及讨论2.1 选矿工艺流程的确定根据试样的工艺矿物学特征，可知该混
6、合精矿主要由方铅矿和黄铁矿组成，金主要赋存与方铅矿和黄铁矿中。为提高铅精矿的铅品位，使铅品位能达到销售铅精矿计价要求，主要是为了实现方铅矿和黄铁矿的分离 3-5。为实现方铅矿和黄铁矿分离，进行了铅硫分离条件试验，试验工艺流程见图 2。试 样3 硫酸锌 铅金分离3 分散剂3 活性炭 3 石灰 2 乙硫氮 1 松醇油 铅精矿金精矿3 药剂用量单位 ： g / t浮选 、 搅拌时间 ： m i n下同图 2 铅金分离条件试验工艺流程Fig.2 Flowsheet of lead-gold separation flotation2.2 分散剂种类及用量试验试样工艺矿物学鉴定表明该混合精矿含有较多的细
7、泥，为改善浮选环境，进行了添加分散剂种类及用量试验，选择水玻璃和六偏磷酸钠进行对比，活性炭 100 g/t、石灰 3 000 g/t、硫酸锌 800 g/t、乙硫氮 15 g/t、松醇油 5 g/t，试验结果见表 2。表 2 分散剂种类及用量试验结果Table 2 Results of the kinds and dosage of dispersants /%品位 回收率药剂名称及用量/（g.t -1）产品名称产率Pb Au1） Pb Au铅精矿 29.57 50.18 71.07 81.44 62.49 金精矿 70.43 4.80 17.91 18.56 37.51 0合计 100.0
8、18.22 33.63 100.0 100.0六偏磷酸钠 铅精矿 28.72 53.18 77.17 82.80 65.02 金精矿 71.28 4.45 16.73 17.20 34.98 200合计 100.0 18.45 34.09 100.0 100.0铅精矿 29.43 50.99 76.78 82.63 67.31 金精矿 70.58 4.47 15.55 17.37 32.69 六偏磷酸钠 400合计 100 18.16 33.57 100 100 铅精矿 29.91 50.51 74.81 84.58 68.96 金精矿 70.09 3.93 14.37 15.42 31.04
9、 六偏磷酸钠 600合计 100.0 17.86 32.45 100.0 100.0 铅精矿 27.64 52.61 72.25 80.33 62.53 金精矿 72.36 4.92 16.54 19.67 37.47 水玻璃 500合计 100.0 18.10 31.94 100.0 100.0 铅精矿 27.1 51.64 86.62 76.61 62.05 金精矿 72.9 5.86 19.69 23.39 37.95 水玻璃 1000合计 100.0 18.27 37.83 100.0 100.0 铅精矿 23.73 53.67 89.57 71.09 61.40 金精矿 76.27
10、6.79 17.52 28.91 38.60 水玻璃： 1500合计 100.0 17.91 34.62 100.0 100.0 铅精矿 26.79 53.49 85.64 78.53 66.27 金精矿 73.21 5.35 15.95 21.47 33.73 六偏磷酸钠 200，水玻璃 1000合计 100.0 18.25 34.62 100.0 100.0 由表 2 可知，添加六偏硫酸钠和水玻璃都可以改善浮选环境，相比添加六偏磷酸钠时候铅的回收率高，用量为 200g/t 较适宜。2.3 活性炭用量试验由于铅金混精矿含有大量残余药剂，为降低残余药剂对铅金分离的影响，试验采用活性炭作为脱药剂
11、，固定六偏硫酸钠用量 200g/t、石灰 3 000g/t、硫酸锌 800g/t、乙硫氮 15g/t、松醇油 5g/t，活性炭用量试验结果见图 3。0 50 10 150 203842465054 铅 品 位铅 回 收 率活 性 炭 用 量 /（ g.t-1)铅精矿铅品位/% 727680848铅精矿铅回收率/%图 3 活性炭用量试验结果Fig.3 Results of activated carbon dosage由图 3 可知：随着活性炭用量的增加，铅精矿铅品位逐渐升高，铅回收率先升高后降低；综合考虑铅精矿铅品位和铅回收率，确定活性炭用量为 50g/t。2.4 石灰用量试验石灰常作为黄铁矿
12、的抑制剂，其在溶液中发生水解产生的氢氧根离子可在黄铁矿表面形成亲水氢氧化铁薄膜，石灰还可在黄铁矿表面形成硫酸钙等化合物，从而阻止捕收剂在黄铁矿表面吸附，起到抑制黄铁矿上浮的目的；但过量的石灰易导致泡沫粘结，影响浮选分离。为确定合适的石灰用量，进行了石灰用量条件试验，固定六偏硫酸钠用量 200g/t、活性炭 50g/t、硫酸锌 800g/t、乙硫氮 15g/t、松醇油 5g/t，试验结果见图 4。10 20 30 40 504852566064 铅 品 位铅 回 收 率石 灰 用 量 /（ g.t-1)铅精矿铅品位/% 7074788286铅精矿铅回收率/%图 4 石灰用量试验结果Fig.4 R
13、esults of lime dosage由图 4 可知：随着石灰用量的增加，铅精矿品位变化不大，甚至当石灰用量大于 4 000g/t 时，品位降低；而回收率大于 2000g/t 时，变化较小。综合考虑铅精矿品位和回收率，决定石灰用量为 4 000g/t。2.5 硫酸锌用量试验由于混合精矿中含有闪锌矿，为抑制闪锌矿上浮，生产上常采用硫酸锌作为闪锌矿抑制剂，为确定硫酸锌适宜用量，进行了硫酸锌用量试验，固定六偏硫酸钠用量 200g/t、活性炭 50g/t、石灰 4 000g/t、乙硫氮 15g/t、松醇油 5g/t，试验结果见图 5。0 40 80 1204852566064 铅 品 位铅 回 收
14、 率硫 酸 锌 用 量 /（ g.t-1)铅精矿铅品位/% 6872768084铅精矿铅回收率/%图 5 硫酸锌用量试验结果Fig.5 Results of sulfate dosage由图 5 可知：随着硫酸锌用量的增加，铅精矿品位和回收率也有所增加，当用量大于 400g/t 时，变化不大。故硫酸锌用量为 400g/t 较合适，此时获得铅精矿含铅 54.60%，回收率 82.56%。2.6 乙硫氮用量试验由于铅金混浮作业采用乙硫氮作为捕收剂，为减少现场药剂种类，因此铅金分离捕收剂也选择乙硫氮，为确定乙硫氮合适用量，进行了乙硫氮用量试验，固定六偏硫酸钠用量 200g/t、活性炭 50g/t、石
15、灰 4 000g/t、硫酸锌 400g/t、松醇油 5g/t，试验结果见图 6。10 15 20 254852566064 铅 品 位铅 回 收 率乙 硫 氮 用 量 /（ g.t-1)铅精矿铅品位/% 6872768084铅精矿铅回收率/%图 6 乙硫氮用量试验结果Fig.6 Results of diethyldithiocarbamate dosage由图 6 可知：，随着乙硫氮用量的增加，铅精矿铅品位呈降低趋势，而铅回收率逐渐升高，当乙硫氮用量增大到 15g/t 时，再增加乙硫氮用量，铅回收率几乎不增加。因此，乙硫氮用量为 15g/t 较适宜。2.7 开路试验在条件试验的基础上进行了开
16、路试验，开路试验采用一粗两扫两精的工艺流程，试验结果见表 3。表 3 开路流程试验结果Table 3 Results of open-circuit experiment /%品位 回收率产品名称 产率Pb Au* Pb Au*铅精矿 16.47 61.31 60.89 55.86 27.17 中矿 11.37 39.28 50.01 24.70 15.40 金精矿 72.16 4.87 29.38 19.44 57.43 合计 100 18.08 36.92 100.00 100.00 由表 3 开路试验结果可知：采用一粗两扫两精的开路流程，可获得 Pb 品位61.31%、含 Au 60.89g/t 的铅精矿，铅回收率为 55.86%。2.8 闭路试验在条件试验和开路试验基础上，进行了全流程闭路试验，试验工艺流程见图 7，试验结果见表 4。试 样3 硫酸锌 4 0 0金精矿3铅精矿4铅金分离粗选精选 1扫选 12 乙硫氮 62 乙硫氮 32扫选 23精选 23 六偏磷酸钠 2 0 03 活性炭 5 03 石灰 4 0 0 02 乙硫氮 1 51 松醇油 53 石灰 5 0 03 石灰 2 0 02图 7 闭路试验流程Fig.7 Flow sheet of closed-circuit test表 4 闭路试验试验结果/%
