山西某含金鉛鋅硫化礦石選礦試驗

魏轉花 李國堯 陳水波

（1.低品位難處理黃金資源綜合利用國家重點實驗室，福建龍巖364200；2.廈門紫金礦冶技術有限公司，福建廈門361101）

復雜多金屬硫化礦的高效分離與回收是選礦領域的一個重要課題，經過國內外選礦工作者多年的努力，目前已取得大量的研究成果［1-7］。

山西某含金多金屬硫化礦石中有用礦物為銀金礦、方鉛礦、閃鋅礦等，目前，現場采用優先混合浮選金鉛再選鋅的全浮選工藝回收礦石中的有價金屬，但金綜合回收率較低，鉛鋅精礦互含嚴重。試驗對礦石的高效開發利用工藝進行了研究。

1 礦石性質

礦石中的主要金屬礦物為銀金礦、黃鐵礦，其次為閃鋅礦、方鉛礦，黃銅礦等少量；脈石礦物主要為石英，其次為鉀長石、絹云母等。金主要以銀金礦獨立礦物的形式存在，少見自然金。大部分銀金礦以粒間金形式存在于礦石中，少量以包裹金形式被黃鐵礦、方鉛礦、黃銅礦、黝銅礦等硫化物包裹，由于礦石中硫化物種類較多，且部分是載金礦物，部分又不含金，這增加了金的回收難度，影響主要含金產品的金品位和回收率。銀主要以含銀硫化物形式存在，嵌布粒度較細。鉛主要以方鉛礦形式存在，嵌布粒度粗細不均，解理發育，主要分布于黃鐵礦、閃鋅礦粒間，嵌布關系復雜。鋅主要以閃鋅礦形式存在，與其他目的礦物間的嵌布關系較簡單，這有利于鋅礦物的回收。

礦石主要化學成分分析結果見表1，礦石中主要硫化礦物的嵌布粒度測定結果見表2。

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

由表1可知，礦石金品位較高，銀、鉛、鋅達到綜合回收品位要求。

由表2可知，方鉛礦嵌布粒度粗細不均勻，較粗粒級和微細粒級分布率較高，-0.02 mm粒級分布率高達48.22%，這給鉛礦物的解離和回收造成較大的難度；閃鋅礦嵌布粒度相對均勻，主要集中在0.02～0.32 mm粒級；黃鐵礦作為金、銀的主要載體礦物之一，其粒度較粗，-0.16 mm粒級分布率僅為17.08%，0.32～0.64、0.64～1.28 mm 粒級分布率分別高達44.95%和12.40%。

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2 試驗結果與討論

根據礦石性質，進行了全浮選工藝與重-浮聯合工藝對比試驗。探索試驗表明：重選回收金重砂—重選尾礦混合浮選金鉛后再分離—混浮尾礦選鋅的工藝流程有利于金的回收，因此，對該工藝技術條件進行了研究。

2.1 重選試驗

礦石在現場磨礦細度（-0.074 mm占65%）下采用尼爾森選礦機進行了重選試驗，試驗固定重力倍數為60 G，礦漿濃度為30%，試驗結果見表3。

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由表3可知，尼爾森選礦機處理礦石，金回收效果較理想，重選精礦金品位為264.83 g/t、含銀達1 042.38 g/t、金回收率達49.65%、銀回收率為5.48%。

2.2 浮選條件試驗

2.2 .1 金鉛混浮粗選條件試驗

金鉛混浮粗選條件試驗以重選尾礦為給礦，試驗流程見圖1。

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

2.2 .1.1 抑制劑種類試驗

金鉛混浮效果好壞的關鍵是鋅礦物抑制劑的選擇，現場在pH≥9的堿性礦漿中以ZnSO4+Na2SO3為抑制劑，鉛鋅分離效果較差，且金銀在鉛精礦中的富集效率較低，這主要與堿性環境下載金銀的黃鐵礦也被抑制有關（這些載金黃鐵礦即使在后續選鋅時富集在鋅精礦中，也因鋅精礦中金銀計價系數極低或不計價而影響企業的經濟效益）。因此，合適的鋅抑制劑對載金銀礦物的回收至關重要。

根據現場情況，并結合探索試驗結果，確定在石灰用量（對原礦計，下同）為500 g/t（pH=8），丁銨黑藥+乙硫氮用量為30+20 g/t情況下進行金鉛混浮粗選鋅抑制劑種類試驗，結果見表4。

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

由表4可知，采用新型抑制劑TQ11抑鋅浮金鉛，金鉛混合粗精礦指標最好，因此，TQ11是金鉛混浮鋅礦物的高效抑制劑。

2.2 .1.2 TQ11用量試驗

TQ11用量試驗固定石灰用量為500 g/t，丁銨黑藥+乙硫氮用量為30+20 g/t，試驗結果見表5。

由表5可知，隨著TQ11用量的增加，金鉛混合粗精礦金、鉛、銀品位和回收率均先升后降，鋅品位和回收率均下降。綜合考慮，確定金鉛混浮粗選的TQ11用量為3 000 g/t。

2.2.1.3 丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗

丁銨黑藥+乙硫氮總用量（丁銨黑藥與乙硫氮的質量配合比為3∶2）試驗固定石灰用量為500 g/t，TQ11用量為3 000 g/t，試驗結果見圖2。

由圖2可知，隨著丁銨黑藥+乙硫氮總用量的增大，金鉛混合粗精礦鉛品位下降、回收率上升。綜合考慮，確定丁銨黑藥+乙硫氮的總用量為50 g/t，即丁銨黑藥+乙硫氮用量為30+20 g/t。

2.2.2 鋅粗浮選條件試驗

鋅粗浮選條件試驗以1粗1掃浮選金鉛尾礦為給礦，試驗流程見圖3。

2.2.2.1 石灰用量試驗

鋅浮選階段需解決的主要問題是鋅硫分離，硫抑制劑常用石灰。石灰用量試驗固定鋅粗選活化劑硫酸銅用量為150 g/t，捕收劑丁基黃藥用量為60 g/t，起泡劑2#用量為20 g/t，試驗結果見圖4。

由圖4可知，隨著石灰用量的增大，鋅粗精礦鋅品位和回收率均先升后降，高點在石灰用量為2 000 g/t時。因此，確定鋅粗選石灰用量為2 000 g/t。

2.2.2.2 硫酸銅用量試驗

硫酸銅用量試驗固定石灰用量為2 000 g/t，丁基黃藥用量為60 g/t，2#用量為20 g/t，試驗結果見圖5。

由圖5可知，隨著硫酸銅用量的增大，鋅粗精礦鋅品位先升后降，鋅回收率上升后維持在高位。綜合考慮，確定鋅粗選的硫酸銅用量為150 g/t。

2.2.2.3 丁基黃藥用量試驗

丁基黃藥用量試驗固定石灰用量為2 000 g/t，硫酸銅用量為150 g/t，2#用量為20 g/t，試驗結果見圖6。

由圖6可知，隨著丁基黃藥用量的增大，鋅粗精礦鋅品位下降，鋅回收率先上升后維持在高位。綜合考慮，確定丁基黃藥粗選用量為60 g/t。

2.3 全流程試驗

在條件試驗基礎上進行了全流程試驗，試驗流程見圖7，結果見表6。

由表6可知，采用圖6所示的流程處理礦石，可獲得金品位為264.53 g/t、含銀1 042.50 g/t、金回收率為49.67%、銀回收率為5.67%的重選砂金，金品位為42.35 g/t、含銀998.36 g/t、含鉛21.31%、金回收率為24.78%、銀回收率為16.93%、鉛回收率為23.61%的浮選金精礦，鉛品位為59.61%、含金23.10%、含銀3 745.20 g/t、鉛回收率為63.08%、金回收率為12.91%、銀回收率為60.68%的鉛精礦，以及鋅品位為46.35%、含金 4.03 g/t、含銀 144.50 g/t、鋅回收率為88.21%的鋅精礦，較好地實現了金、鉛、鋅、銀的分離與回收。

3 結論

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

（1）山西某含金多金屬硫化礦石中的主要金屬礦物為銀金礦、黃鐵礦，其次為閃鋅礦、方鉛礦，黃銅礦等少量；脈石礦物主要為石英，其次為鉀長石、絹云母等。金主要以銀金礦獨立礦物的形式存在，少見自然金。大部分銀金礦以粒間金形式存在于礦石中，少量以包裹金形式被黃鐵礦、方鉛礦、黃銅礦、黝銅礦等硫化物包裹，由于礦石中硫化物種類較多，且部分是載金礦物，部分又不含金，這增加了金的回收難度。銀主要以含銀硫化物形式存在，嵌布粒度較細。鉛主要以方鉛礦形式存在，嵌布粒度粗細不均，以微細粒為主，-0.02 mm粒級分布率高達48.22%，解理發育，主要分布于黃鐵礦、閃鋅礦粒間，嵌布關系復雜。鋅主要以閃鋅礦形式存在，與其他目的礦物間的嵌布關系較簡單，粒度也相對均勻，主要集中在0.02～0.32 mm粒級。黃鐵礦作為金、銀的主要載體礦物之一，其粒度較粗，-0.16 mm粒級分布率僅為17.08%，0.32～0.64、0.64～1.28 mm粒級分布率分別高達44.95%和12.40%。

（2）礦石在磨礦細度為-0.074 mm占65%的情況下，采用尼爾森選礦機重選選金，重選尾礦弱堿性環境下1粗1精1掃金鉛混浮，金鉛混合精礦1次浮選分離，混浮尾礦1粗2精1掃浮選選鋅，中礦順序返回流程處理，最終獲得金品位為264.53 g/t、含銀1 042.50 g/t、金回收率為49.67%、銀回收率為5.67%的重選砂金，金品位為42.35 g/t、含銀998.36 g/t、含鉛21.31%、金回收率為24.78%、銀回收率為16.93%、鉛回收率為23.61%的浮選金精礦，鉛品位為59.61%、含金23.10%、含銀3 745.20 g/t、鉛回收率為63.08%、金回收率為12.91%、銀回收率為60.68%的鉛精礦，以及鋅品位為46.35%、含金4.03 g/t、含銀144.50 g/t、鋅回收率為88.21%的鋅精礦，較好地實現了金、鉛、鋅、銀的分離與回收。

（3）浮選前增設尼爾森選礦機重選選金和更弱的堿性環境、更高效的鋅礦物抑制劑TQ11的使用是實現金高效回收、解決鉛鋅精礦互含問題的關鍵。