某贫硫化物含铅银难选矿石选矿试验研究

黄宇林 杨宁

摘要：河南某含铅银矿石具有氧化率高、含泥量大的特点，属贫硫化物含铅银氧化矿石，现场生产中尾矿银流失率高。针对矿石性质，进行了原矿重选—重选尾矿浮选试验研究，考察了不同磨矿细度、药剂用量下的选别效果。结果表明：采用原矿重选—重选尾矿浮选闭路流程，在碳酸钠用量300 g/t、硫化钠用量200 g/t及其他最佳试验条件下，可获得银品位8 892.40 g/t、铅品位18.35 %的重选精矿，银品位8 855.50 g/t、铅品位17.87 %、铜品位1.560 %的浮选精矿;银总回收率为81.31 %、铅总回收率为71.92 %、铜总回收率为73.12 %，各金属都得到了较好的富集回收。

关键词：银矿石;浮选;氧化矿石;重选;铅

中图分类号：TD953文章编号：1001-1277（2021）10-0065-04

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20211014

全球约三分之二的银资源是与铜、铅、锌、金等金属矿床伴生的，三分之一是以银为主的独立银矿床[1]。银矿物通常以包裹银、粒间银和裂隙银等形式嵌布在其他矿物中，由于银嵌布状态的差异，回收银的方法涵盖了重选、浮选、氰化浸出或2种及以上工艺的联合等[2-6]。河南某含铅银矿石分为综合矿和难选矿，矿石性质相似，综合矿氧化率较低，浮选难度较小;难选矿具有氧化率高、易泥化、浮选难度大的特点。难选矿中银矿物的嵌布状态以裂隙银为主，其次为粒间银，少量包裹银，现场生产中银流失率较高。本文在综合矿试验研究的基础上，采用重浮联合工艺回收难选矿中的铅、银矿物，有效减少了银矿物的流失，对同类型矿石的处理具有借鉴意义。

1 矿石性质

1.1 化学成分及物相分析

河南某含铅银矿石平均银品位183.50 g/t、铅品位0.42 %、硫品位0.16 %，除有价元素银外，铅也具有回收价值，矿石氧化率为59.52 %，工艺类型为贫硫化物含铅银氧化矿石。矿石中金属硫化物相对含量为0.426 %，主要为方铅矿、闪锌矿;金属氧化物相对含量为2.70 %，主要为赤铁矿及磁铁矿;贵金属矿物相对含量为0.049 %，主要为自然银，平均成色为983.84 ‰;脉石矿物相对含量为96.861 %，主要为斜长石、正长石及石英，磨矿时会造成矿浆泥化，对银浮选产生不利影响。原矿化学成分分析结果见表1，银、铅物相分析结果分别见表2和表3。

1.2 主要矿物工艺特征

银矿物嵌布粒度以细粒、微粒及中粒为主，分别占38.79 %、30.94 %及26.71 %，其他粗粒及巨粒银矿物合计占3.56 %。银矿物形态主要为角粒状、长角粒状、板片状。银矿物的嵌布状态以裂隙银为主，占61.90 %，其中脉石矿物裂隙银占56.22 %，金属矿物裂隙银占5.68 %;其次为粒间银，占27.06 %，其中脉石矿物粒间银占23.44 %，金属矿物与脉石矿物粒间银占3.62 %;少量包裹银，占11.04 %，其中金属矿物包裹银占5.78 %，脉石矿物包裹银占5.26 %。银矿物主要嵌布在脉石矿物粒间及裂隙，合计占79.66 %。

脉石矿物包裹的银矿物占5.26 %，且部分银矿物粒度微细，易随浮选尾矿流失;银矿物与金属氧化物嵌布关系密切，难以完全解离，也易随浮选尾矿流失;部分粗粒银矿物较难上浮，极易损失于浮选尾矿中;少量银矿物与方铅矿等金属硫化物有一定嵌布关系，这些金属硫化物的边缘可见被氧化的现象，浮选回收较为困难。综合考虑，适宜采用重浮联合工艺进行有价金属回收。

2021年第10期/第42卷选矿与冶炼选矿与冶炼黄 金

2 选矿试验结果与讨论

2.1 验证试验

前期对综合矿进行了选矿试验研究，获得了最佳工艺流程和参数，鉴于难选矿与综合矿矿石性质相似，因此依据综合矿确定的试验流程和参数对难选矿进行了试验研究。验证试验流程及条件见图1，验证试验结果见表4。

由表4可知：采用一次粗选、三次扫选、三次精选流程，获得的重选精矿银品位8 650.72 g/t、银回收率10.38 %，浮选精矿银品位13 120.40 g/t、银回收率58.67 %，尾矿银品位偏高，为30.33 g/t。

2.2 重选磨矿细度

试验流程见图2，试验结果见表5。

由表5可知：磨矿细度-0.074 mm占55 %～75 %时，重选回收指标基本相当，表明磨矿细度对重选银回收率影响不大。

2.3 浮选磨矿细度

按图2流程进行重选，对重选尾矿进行磨矿细度试验。试验流程见图3，试验结果见表6。

由表6可知：随着磨矿细度-0.074 mm占比逐渐提高，尾矿银品位呈逐渐降低趋势，浮选粗精矿银作业回收率整体逐渐提高;当磨矿细度-0.074 mm占比达到75 %时，尾矿银品位趋于稳定;继续提高磨矿细度，浮选指标变化不大。因此，确定磨矿细度-0.074 mm占75 %。

2.4 碳酸鈉用量

由于矿石氧化率过高，粗精矿含泥量较大，影响精选精矿品位，为了进一步提升粗精矿质量，使用碳酸钠来分散矿泥[7]。试验流程见图3，试验结果见表7。

由表7可知：随着碳酸钠用量的增加，尾矿银品位逐渐降低，浮选粗精矿银作业回收率逐渐提高;当碳酸钠用量为300 g/t时，再继续提高碳酸钠用量，浮选指标变化不大。因此，确定粗选作业碳酸钠用量为300 g/t。

2.5 硫化钠用量

由矿石工艺矿物学性质可知，少量银矿物与方铅矿等金属硫化物有一定嵌布关系，这些金属硫化物的边缘可见被氧化的现象，难以浮选回收，与之连晶的银矿物也容易流失，因此试验采用硫化钠处理被氧化的金属硫化物表面，其会在金属硫化物表面生成硫化薄膜，从而有利于金属硫化物被黄药类捕收剂捕收[8]。固定碳酸钠用量为300 g/t，硫化钠用量为变量，试验流程见图3，试验结果见表8。

由表8可知：隨着硫化钠用量的增加，尾矿银品位逐渐降低，浮选粗精矿银作业回收率逐渐升高;当硫化钠用量为200 g/t时，再继续提高硫化钠用量，试验指标变化不大。因此，确定粗选作业硫化钠用量为200 g/t。

2.6 原矿重选—重选尾矿浮选闭路试验

试验流程见图4，试验结果见表9。

由表9可知：采用原矿重选—重选尾矿浮选闭路流程，获得的重选精矿银品位8 892.40 g/t、铅品位18.35 %，银、铅品位达到计价标准;浮选精矿银品位8 855.50 g/t、铅品位17.87 %、铜品位1.560 %;银总回收率为81.31 %、铅总回收率为71.92 %、铜总回收率为73.12 %。

3 结 论

1）河南某含铅银矿石平均银品位183.50 g/t、铅品位0.42 %、硫品位0.16 %，铅、银均具有回收价值，矿石氧化率为59.52 %，工艺类型为贫硫化物含铅银氧化矿石。

2）采用原矿重选—重选尾矿浮选闭路流程，可获得银品位8 892.40 g/t、铅品位18.35 %的重选精矿，银品位8 855.50 g/t、铅品位17.87 %、铜品位1.560 %的浮选精矿，银总回收率为81.31 %、铅总回收率为71.92 %、铜总回收率为73.12 %，各金属都得到了较好的富集回收，也表明单体银和粗粒银均得到了有效回收。

[参 考 文 献]

[1] 奚甡.中外银矿资源现状分析[J].世界有色金属，2012（6）：60-63.

[2] 肖丽聪，代淑娟，周南，等.辽宁某银矿选矿试验研究[J].矿冶工程，2019，39（3）：63-66.

[3] 陈水波，谢洪珍，赖伟强，等.新疆某金矿重选—氰化联合工艺应用研究[J].黄金科学技术，2014，22（6）：87-90.

[4] 刘磊，吕良，岳铁兵，等.青海某金矿选矿试验研究[J].矿山机械，2016，44（2）：72-75.

[5] 宋强，谢贤，童雄，等.云南某难处理硫化银矿石氰化浸出试验研究[J].黄金，2017，38（4）：46-50.

[6] 徐祥彬，郑艳平，郭俊.某含铁闪锌矿银矿石浮选试验研究[J].黄金，2012，33（1）：38-41.

[7] 尧章伟，方建军，代宗，等.闪锌矿抑制剂的作用机理及研究进展[J].矿冶，2018，27（4）：16-21.

[8] 王衡嵩，魏志聪，曾明，等.铜锌矿物分离中闪锌矿抑制剂的作用机理研究进展[J].矿产保护与利用，2019，39（2）：124-130.

Experimental study on the beneficiation

of a refractory lead-bearing silver ore with poor sulfide content

Huang Yulin，Yang Ning

（Luoyang Kunyu Mining Co.，Ltd.）

Abstract：A refractory lead-bearing silver ore from Henan is characterized by high oxidation rate，high mud content，and belongs to lead-bearing silver ore with poor sulfide content.In production，the silver loss rate of tailings is high.Based on the ore property，experimental study on run-of-mill ore gravity separation-gravity separation tailings flotation was carried out and the beneficiation performance under different grinding fineness and reagent regime was investigated.The results show that when the dosage of Na 2CO 3 is 300 g/t，Na 2S is 200 g/t and other parameters are optimal for the closed-circuit flowsheet of run-of-mill ore gravity separation-gravity separation tailings flotation，the gravity concentrate with silver grade of 8 892.40 g/t，lead grade of 18.35 % can be obtained，as well as the flotation concentrate with silver grade of 8 855.50 g/t，lead grade of 17.87 %，and copper grade of 1.560 %;the total recovery rates of silver，lead and copper are 81.31 %，71.92 %and 73.12 %respectively.Each metal gets well concentrated and recovered.

Keywords：silver ore;flotation;oxide ore;gravity separation;lead