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某含金低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究 ① 曾建红 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 针对某含金多金属硫化矿铅锌品位低、金属矿物间共生关系复杂、可浮性相近的特征，采用铅优先浮选、锌硫混浮、锌硫分 离的工艺流程，在回收金的同时，使矿石中的铅、锌、硫也得到较好回收，实现了资源综合利用，获得了含 Ｐｂ ４７．１１％、铅回收率 ８２．２５％ 的铅精矿和含 Ｚｎ ４６．９４％、锌回收率 ６７．２２％的锌精矿，金回收率为 ８６．９３％。 关键词 浮选； 优先浮选； 多金属矿； 低品位； 金； 铅； 锌 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０３．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０３－００４８－０３ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ａ Ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ Ｇｏｌｄ⁃ｂｅａｒｉｎｇ Ｐｂ⁃Ｚｎ Ｓｕｌｆｉｄｅ Ｏｒｅ ＺＥＮＧ Ｊｉａｎ⁃ｈｏｎｇ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｖｉｅｗ ｏｆ ｌｅａｎ ｃｏｎｔｅｎｔｓ ｏｆ ｌｅａｄ ａｎｄ ｚｉｎｃ ｉｎ ａ ｇｏｌｄ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ ａｎｄ ｃｏｍｐｌｅｘ ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｉｍｉｌａｒ ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ ｆｏｒ ｍｅｔａｌｌｉｃ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｔｈｅｒｅｉｎ， ａ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ａ ｌｅａｄ⁃ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ａ ｚｉｎｃ⁃ｓｕｌｆｉｄｅ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ａ ｚｉｎｃ／ ｓｕｌｆｉｄｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ． Ａｌｏｎｇ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｒｅｓｏｕｒｃｅ， ｌｅａｄ， ｚｉｎｃ ａｎｄ ｓｕｌｆｉｄｅ ｃａｎ ｂｅ ｗｅｌｌ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ， ａｎｄ ａ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ｃａｎ ｂｅ ａｃｔｕａｌｉｚｅｄ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ａ ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｐｐｒｏａｃｈｉｎｇ ４７．１１％ Ｐｂ ｇｒａｄｅ ａｔ ８２．２５％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ， ａ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ４６．９４％ ａｔ ６７．２２％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ， ｗｉｔｈ ｇｏｌｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｔ ８６．９３％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ； ｌｏｗ ｇｒａｄｅ； ｇｏｌｄ； ｌｅａｄ； ｚｉｎｃ 某含金多金属硫化矿是以金为主，并伴生有铅、 锌、硫的多金属矿山。 原工艺流程设计为全浮选工艺， 产出单一的金精矿产品，但随着矿石性质变化，矿石中 铅、锌、硫含量提高，若能对矿石中的铅、锌加以回收， 则可增加企业经济效益，同时避免资源浪费。 为充分 利用矿产资源，针对该含金低品位铅锌硫化矿进行了 有价元素综合回收试验研究。 １ 矿石性质 原矿化学成分分析结果见表 １，铅、锌、金物相分 析结果见表 ２。 表 １ 原矿化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＰｂＣｕＡｓＺｎＳＡｌ２Ｏ３ＣａＯ ０．７２０．０２１０．１４０．８７２．６５１０．３３２．３５ ＭｇＯＳｉＯ２ＴＦｅＮａ２ＯＫ２ＯＡｕ１）Ａｇ１） ０．６７６５．３３３．１１０．２１０．８７１．３５１０．０１ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 原矿物相分析结果 元素相别含量／ ％占有率／ ％ 硫化铅０．６６９１．６７ 氧化铅０．０３４．１７ 铅铅矾０．０１１．３９ 铅铁矾０．０２２．７８ 合计０．７２１００．００ 硫化锌０．７５８６．２１ 氧化锌０．０７８．０５ 锌锌铁尖晶石０．０２２．３０ 硫酸锌０．０３３．４５ 合计０．８７１００．００ 自然金０．０４２．９９ 硫化物中金１．２２９１．０４ 金１）氧化物中金０．０５３．７３ 硅酸盐中金０．０３２．２４ 合计１．３５１００．００ １） 金含量单位为 ｇ／ ｔ。 从表 １～ ２ 可知，矿石中具有回收价值的元素为 铅、锌、金；铅、锌氧化率较低，矿石中的金主要赋存于 硫化物中。 ①收稿日期 ２０１５－０１－０５ 作者简介 曾建红（１９８３－），男，湖南邵阳人，工程师，主要从事选矿工艺与设备研究工作。 第 ３５ 卷第 ３ 期 ２０１５ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №３ Ｊｕｎｅ ２０１５ 该矿石中主要金属矿物有黄铁矿、闪锌矿、方铅 矿，其次为毒砂、黄铜矿等；非金属矿物主要有石英、绢 云母、粘土矿物，其次为白云石、绿泥石等。 方铅矿呈粒状集合体嵌布于脉石中，主要交代黄 铁矿，呈脉状、网脉状嵌布于黄铁矿中，也有部分方铅 矿呈细小颗粒状被黄铁矿、闪锌矿包裹。 方铅矿主要 集中在 ０．０３～０．１０ ｍｍ 之间。 矿石中的闪锌矿呈浸染状分布，主要与黄铁矿接 触嵌生，其次与方铅矿接触嵌生，并有交代黄铁矿、方 铅矿现象；闪锌矿普遍包裹乳浊状的黄铜矿，部分闪锌 矿包裹细小颗粒状的黄铁矿和方铅矿。 闪锌矿主要集 中在 ０．０５～０．３０ ｍｍ 之间。 黄铁矿主要呈粒状嵌布于脉石中。 黄铁矿嵌布粒度 不均匀，０．０１～０．０６ ｍｍ 间的黄铁矿主要呈细小颗粒状包 裹于闪锌矿中；０．１０～１．５０ ｍｍ 间的黄铁矿主要呈粒状单 独嵌布于脉石中，或被方铅矿、闪锌矿交代。 黄铁矿中也 包裹细粒状或网脉状的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿。 黄铜矿主要嵌布于闪锌矿、黄铁矿中，偶见微细粒 状或乳浊状黄铜矿被闪锌矿、黄铁矿包裹。 黄铜矿嵌 布粒度普遍较细，主要集中在 ０．０１ ｍｍ 以下。 毒砂主 要呈粒状分布于黄铁矿中，嵌布粒度较细。 ２ 选矿试验研究 ２．１ 磨矿细度试验 磨矿细度太粗，金属矿物间解离不完全，不利于金 属矿物的有效分离；磨矿太细，选矿指标难以保证［１－３］。 为充分回收矿石中的铅、锌、硫、金等有价矿物，实现金 属矿物间的有效分离，首先进行了磨矿细度试验研究， 考查不同磨矿细度条件下有价矿物的解离情况及回收 效果，获得最佳磨矿细度。 磨矿细度浮选试验研究采用铅优先浮选工艺流 程，试验流程见图 １，结果如图 ２ 所示。 由图 ２ 可见， 当磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７１％以后，再增加磨 矿细度，铅回收率上升不明显，因此确定适宜的磨矿细 度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７１％左右。 ２．２ 选矿方案试验研究 优先浮选工艺流程可获得高品位的精矿产品；混 合浮选工艺流程可提高有价矿物的回收率［４－９］。 因此， B3 /-4000 A0g/t 63 2 min4 /;5 -0.074 mm40/4 88 8 8/;5 /;5                     30 25 20 15 10 5 0 100 80 60 40 20 0 图 ２ 磨矿细度试验结果 结合该矿石中金属矿物的性质特征及其可浮性差异， 进行了铅优先浮选工艺流程、混合浮选⁃铅锌硫分离工 艺流程、部分混合浮选工艺流程。 铅优先浮选工艺流 程如图 ３ 所示，结果见表 ３；混合浮选⁃铅锌硫分离工艺 流程如图 ４ 所示，结果见表 ４；部分混合浮选工艺流程 如图 ５ 所示，结果见表 ５。 1 min,/A 5 1 min,/A 10 3 min/-43 1 min CN 15 1 min CN 10 222 121 8* 2 min 3 min 1.5 min1 min 1.5 min 23 1 min 823 4g/t ;4 3003 min 1 min,/A10 1 min,/A20 6 min64 1 min,/ASN9 1 min 2A 222 121 4 min 5 min 3 min1.5 min 2.5 min 1 min SN95 1 min SN95 5 min/- 1 min SN9 222 121 84,3* 2 min 3 min 2 min1.5 min 2 min 600 10 /- 3003 min 4 6002 min 4 8002 min 3 min/- 100 84,0-* 图 ５ 部分混浮闭路试验流程 表 ５ 部分混浮闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＡｕ１）ＳＰｂＺｎＡｕＳ 铅精矿１．３８４４．３５９．６７５９．６５ ２９．０４８３．５９１５．８３６１．４８１４．５９ 锌精矿１．０５０．７９４７．３５２．７２２９．３７１．１３５８．９８２．１３１１．２３ 硫精矿５．０２０．６８１．６５６．５７３３．７５４．６６９．８３２４．６３６１．７０ 尾矿９２．５５０．０８４０．１４０．１７０．３７１０．６２１５．３７１１．７５１２．４７ 合计１００．０００．７３０．８４１．３４２．７５１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 选矿工艺方案试验结果表明，混合浮选⁃铅锌硫分 离工艺和铅硫部分混合浮选⁃锌浮选工艺获得的铅精矿 品位低；铅优先浮选⁃锌硫混浮工艺采用铅高效选择性 捕收剂回收矿石中的大部分铅矿物，获得高品位铅精矿 产品，该工艺流程稳定，适应性好。 综合考虑铅、锌、金 选矿指标以及金属矿物间的分离效果，最终确定采用铅 优先浮选、锌硫混合浮选、锌硫分离的工艺流程。 （下转第 ５４ 页） ０５矿 冶 工 程第 ３５ 卷 6;16 A09 D4e 09 A1 A2 O22H2O2e H2O22OH- H2O22e OH- AuCN2- CN- OH- O2 δ Au Aue Au2CN- AuCN2- 图 ６ 金氰化浸出溶解的电极反应式 金的氰化溶解过程遵循化学反应动力学原则。 因 物料粒度细、氰化溶液与金颗粒接触反应和带走的速 度快，搅拌浸出［７－１０］周期在 ２４ ｈ 左右。 因物料粒度 大、溶液渗流缓慢，堆浸法浸出［１１－１２］周期往往在 ７０ ｄ 以上。 ４ 结 论 １） 某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样含金 １．３５％、 含硫 ２２．７７％，具有一定的综合利用价值。 由于矿样为 已经过初次选矿和氰化浸出后的尾渣，易选的单体金 和易浸出的表面解离的金颗粒已较少。 要处理此类难 选难浸低品位含金物料，需要采用联合流程强化处理 方法。 ２） 单一重选、再磨氰化浸出以及浮选法均不能实 现铁和金的良好富集。 ３） 采用浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出联合流程，获得产 率 ５３．８５％、金品位２．１２ ｇ／ ｔ、金浮选回收率８４．４５％、硫品 位 ４６．１４％、硫回收率 ８８．３７％的浮选精矿。 浮选精矿送 氧化焙烧，焙烧过程产生的 ＳＯ２烟气可作为制取硫酸的 原料。 烧渣送氰化搅拌浸出，金总浸出率 ６０．２５％。 浸 出尾渣含铁 ５２．０８％、含硫 ０．３２％，可作为铁精矿产品 销售。 参考文献 ［１］ 杨永斌，刘晓亮，李 骞，等． 某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的 研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（３）６５－６８． ［２］ 牛艳萍，宗京京，丁淑芳，等． 某含砷含碳难处理金矿选矿试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（２）５０－５３． ［３］ 陈芳芳，张亦飞，薛 光． 黄金冶炼生产工艺现状及发展［Ｊ］． 贵 金属，２０１１（１）１１－１８． ［４］ 薛 光，吴润身，李克勤． 加压氰化法提取金银的试验研究［Ｊ］． 黄金，１９９９，２０（３）３５－３７． ［５］ 王淀佐，邱冠周，胡岳华． 资源加工学［Ｍ］． 北京科学出版社， ２００５． ［６］ 胡岳华，冯其明． 矿物资源加工技术与设备［Ｍ］． 北京科学出版 社，２００６． ［７］ 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