小秦嶺含金氧化鉬鉛礦選礦工藝實驗研究

陳平炬，吳彥波，李 艷，孔建河

（河南省冶金規劃設計研究院有限責任公司，河南鄭州 450053）

小秦嶺含金氧化鉬鉛礦選礦工藝實驗研究

陳平炬，吳彥波，李 艷，孔建河

（河南省冶金規劃設計研究院有限責任公司，河南鄭州 450053）

以小秦嶺地區含金氧化鉛鉬礦為研究對象，分別進行了重選實驗、混合浮選實驗以及優先浮選實驗。實驗結果表明，優先浮硫化礦—后浮氧化礦工藝路線是可行的，硫化礦浮選指標較為理想，氧化礦浮選鉬鉛回收率較高，但精礦品位較難提高。

氧化鉬鉛礦；優先浮選；選礦工藝

小秦嶺地區是我國主要的金礦成礦區，隨著地質工作的深入，發現了該地區有著豐富的鉛、鉬、金多金屬共生礦資源，金屬鉬儲量達到2.4萬t，金儲量10t，金屬鉛儲量4萬t[1]。含金氧化鉬鉛礦為該地區最具代表性的礦石之一，其鉬含量0.077%，鉛含量0.34%，金含量1.20g/t，但這些鉛鉬金礦物的嵌布粒度細且較為緊密，而且氧化程度較高，回收較難，因此對該礦進行系統的選礦工藝研究具有重要意義。

1 礦石性質

針對該含金氧化鉬鉛礦，分別進行了礦物組成分析、化學元素分析、分析結果見表1、2。

表1 礦物組成分析結果

表2 化學多元素分析結果

由分析結果可知，鉬與金為主要回收元素，鉛達到了綜合回收的品位，應考查綜合回收的可行性。礦石中有用礦物鉬含量0.078%、鉛含量0.34%、金含量1.2g/t，鉬氧化率達94.16%，主要以鉬華、彩鉬鉛礦、鉬鎢鈣礦為主，輝鉬礦少量，鉛氧化率70.59%，以氧化鉛為主，方鉛礦僅占30%左右，主要金屬礦物為黃鐵礦，脈石礦物主要為石英、云母為主，礦石為氧化鉬、鉛礦石。為確定合理選別工藝，分別采用重選、混合浮選、優先浮選等工藝進行實驗研究。

2 重選實驗

在金礦生產實踐中一般采用重選的方法拋尾，減少磨礦浮選負荷[2]。因此，對該礦進行了重選實驗研究。采用預先篩分—磨礦閉路進行重選實驗，實驗工藝流程采用一段搖床重選，得到粗精礦、中礦1、中礦2及尾礦，實驗結果粗精礦產率為6.89%，鉬品位為0.69%，鉛品位為2.16%，鉬回收率60.59%，鉛回收率44.13%；尾礦產率為15.63%，鉬品位為0.10%，鉛品位為0.74%，鉬回收率19.92%，鉛回收率34.30%；中礦1產率為70.60%，中礦2產率為6.88%；由實驗結果可知，粗精礦與尾礦鉬鉛含量較高，說明本礦不適合采用重選拋尾。

3 混合浮選實驗

鉬主要存在于鉬華、彩鉬鉛礦、鉬鎢鈣礦，少量存在于輝鉬礦；鉛以氧化鉛為主，方鉛礦僅占30%左右，由此可以采用氧化礦與硫化礦混合浮選工藝對目的礦進行回收。捕收劑種類及用量參考類似礦種，混合浮選實驗主要包括浮選pH實驗與提高精礦品位實驗[3]。

3.1 浮選pH實驗

為確定pH值對浮選指標影響，進行不同pH值實驗，酸性調整劑為氟化氫，堿性調整劑為碳酸鈉，工藝流程為一段磨礦一次粗選，磨礦細度為-0.074mm占50%，捕收劑EP用量為400g/t，改變浮選pH進行實驗。實驗結果表明，碳酸鈉用量為3 000g/t，pH值在8時，粗選鉬鉛回收率較高。

3.2 提高精礦品位實驗

由于粗精礦鉬鉛含量較低，為提高其品位，進行探索實驗，原則工藝流程為在磨礦細度為200目占50%的情況下，進行一段粗選、一段精選，在粗選段加藥劑碳酸鈉3 000g/t、捕收劑EP400g/t，實驗結果見表3。

表3 提高精礦品位實驗結果

實驗結果表明，采用不同預處理制度及精選段數，精礦鉬鉛品位提高幅度均不高，其主要原因為氧化礦捕收劑EP有較強的捕收能力，雖可保證粗選有用礦物較高回收率，但同時脈石礦物在選別過程中也不同程度的上浮，精選過程中難抑制，同時鉬鉛礦物也受到不同程度抑制，造成精礦鉬鉛含量及回收率較低。

4 優先浮選實驗

礦石中含有部分硫化礦物如黃鐵礦、方鉛礦、輝鉬礦，擬采用優先浮選硫化礦工藝回收，再浮選氧化鉬鉛礦，判別是否會提高選別指標。

黃鐵礦、方鉛礦、輝鉬礦浮選工藝較為成熟，再者氧化鉬鉛礦前文做了詳細探討，不再進行優先浮選條件實驗，直接進行了開路實驗[4]，實驗工藝流程見圖1，實驗結果見表4。

圖1 優先浮選開路試驗流程

根據試驗現象及結果，硫化礦較易浮選且金的回收率較高。同時，前期試驗研究證明氧化礦選別較難提高精礦品位，主要原因為氧化礦捕收劑EP具有較強的捕收能力，雖可保證粗選有用礦物較高回收率，但同時脈石礦物在選別過程中也不同程度的上浮，造成粗精礦鉬鉛含量較低。

5 結論

1）該樣品主要金屬礦物為黃鐵礦，有用礦物鉬含量0.077%，主要以鉬華、彩鉬鉛礦為主，輝鉬礦少量，氧化率達94.16%，伴生的鉛含量0.34%，以氧化鉛為主，氧化率70.59%，金含量1.2g/t，脈石礦物主要為石英、云母為主。

2）原礦采用優先浮選硫化鉬鉛，可獲得鉬鉛金粗精礦含鉬0.62%，含鉛5.16%，含金48.21g/t，回收率分別為18.77%，34.96%，80.61%，粗精礦進行氰化浸出，金作業浸出率為92.03%，對原礦金回收率72.19%。

3）氧化礦粗選可獲得含鉬0.29%，鉛1.17%，回收率分別為53.61%、48.40%的氧化鉬鉛粗精礦，鉬鉛總回收率為72.38%，83.36%。氧化礦精選開路試驗可獲得含鉬1.25%，鉛3.01%的粗精礦，由于捕收劑EP有較強的捕收能力，雖可保證粗選有用礦物較高回收率，但無法進行精選提高品位。

4）本樣品為含金氧化鉬鉛礦，鉬鉛氧化程度高，屬于難選礦石，且有用礦物含量低，該含金樣品采用優先浮硫化礦—后浮氧化礦工藝路線是可行的。

[1] 程光榮.我國鉬鉛礦資源及加工現狀[J].鉬業經濟技術，1988，（3）∶66-69.

[2] 王資.浮游選礦技術[M].冶金工業出版社，2006.

[3] 符劍剛，王暉，鐘宏，等.從彩鉬鉛礦中提取鉬的研究現狀[J].稀有金屬與硬質合金，2007，35，（1）∶41-43.

[4] 劉杰，劉炯天，曹亦俊，等.某金礦石柱式浮選工藝研究[J].金屬礦山，2008，（4）∶53-55.

Experimental Study on Mineral Processing Technology of Gold Deposits

Chen Ping-ju，Wu Yan-bo，Li Yan，Kong Jian-he

The heavy-duty test，the mixed flotation test and the preferential flotation test were carried out in the Xiaoqinling area. The experimental results show that the priority floatation process is feasible，the flotation index of sulfide ore is ideal，and the recovery rate of molybdenum and lead is higher，but the grade of concentrate is more difficult to improve.

molybdenum oxide lead ore；priority flotation；mineral processing technology

TD951

B

1003-6490（2017）02-0059-02