云南某难选氧化铅矿石选矿试验

曹 然

(马钢罗河矿业有限责任公司)

云南某难选氧化铅矿石选矿试验

曹 然

(马钢罗河矿业有限责任公司)

云南某铅矿石铅主要以氧化铅形式存在，分布率达75.02%。矿石铅品位为2.12%、银品位为90.50 g/t、硫品位为1.31%。为开发利用该矿石，对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下，采用硫化铅与氧化铅1粗3精1扫混合浮选流程，获得了含铅55.87%、含银2 379.66 g/t，铅回收率为80.10%、银回收率为79.92%的铅精矿。

氧化铅矿石 活化浮选 硫化钠

1 矿石性质

试验矿石中的金属矿物主要为白铅矿、铅矾，其次为方铅矿、黄铁矿、胶黄铁矿，极少量车轮矿、砷硫锑铅矿、四方硫铁矿以及铜兰、孔雀石等；脉石矿物主要为白云石、石英。原矿化学多元素分析结果见表1，铅物相分析结果见表2。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

成分PbSAgK2OCuFe含量2.121.3190.504.350.0896.11成分PSiO2Al2O3CaOMgO含量0.03247.184.5819.018.19

注：其中Ag含量的单位为g/t。

表2 原矿铅物相分析结果 %

铅物相含量分布率硫化铅0.4521.09氧化铅1.5975.02其它铅0.083.89总铅2.12100.00

表1表明：矿石主要有价金属为铅和银，其余有益组分的含量都比较低，不具有回收价值；脉石矿物主要为石英。

表2表明，矿石铅氧化率达75.02%，属高氧化率铅矿，不利于选矿回收。

2 试验结果及讨论

由于铅矿物氧化率为75.02%，属于氧化铅矿，而矿石有用矿物嵌布与共生关系较简单，结合以往同类矿石研究的经验，确定采用硫化铅与氧化铅混合浮选的工艺流程进行选别，与硫化铅、氧化铅分别浮选相比，具有工艺流程结构简单、操作方便、管理方便等优点。粗选条件试验流程见图1。

图1 粗选条件试验流程

2.1 硫化钠用量试验

为使氧化铅与硫化铅一起上浮，需预先加入硫化钠将氧化铅硫化，而后添加捕收剂将硫化铅和氧化铅一同浮起。硫化钠用量条件试验固定磨矿细度为-0.074mm占75%、碳酸钠用量为1 000g/t、乙基黄药+丁铵黑药为80+40g/t，试验结果见表3。

表3 硫化钠用量试验结果

表3表明：硫化钠用量较低时，氧化铅未能充分硫化，铅粗精矿铅回收率不高；硫化钠用量过高，已经被硫化的氧化铅以及硫化铅又被抑制，铅粗精矿铅回收率降低。综合考虑，铅粗选硫化钠用量以 1 000g/t为宜。

2.2 碳酸钠用量试验

在铅浮选过程中，部分可浮性较好的微细粒脉石也随之上浮而进入铅粗精矿中，会影响铅精矿产品的质量。为了减弱矿泥对浮选的影响，进行了碳酸钠用量试验。固定磨矿细度为-0.074mm占75%、硫化钠用量为1 000g/t、乙基黄药+丁铵黑药为80+40g/t，试验结果见表4。

表4 碳酸钠用量试验结果

表4表明：随着碳酸钠用量的增加，铅粗精矿铅品位小幅升高，铅回收率先小幅升高后降低。综合考虑，铅粗选采用碳酸钠用量500g/t为好。

2.3 捕收剂种类试验

考虑到该矿物为含银铅矿，矿物银含量较高，选择捕收剂时应考虑伴生银的回收，分别采用丁基黄药、丁基黄药+丁胺黑药、乙硫氮+丁胺黑药以及乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂，在磨矿细度为-0.074mm占75%、碳酸钠用量为500g/t、硫化钠为1 000g/t条件下进行试验，结果见表5。

表5 捕收剂种类试验结果

表5表明：各种组合捕收剂所获铅粗精矿的铅品位和回收率相差不大，但是银回收率差别较大。因此，铅的浮选选用丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂，其用量比例为2∶1。

2.4 捕收剂用量试验

捕收剂用量试验固定磨矿细度为-0.074mm占75%、硫化钠用量为1 000g/t、碳酸钠为500g/t。试验结果见表6。

表6 捕收剂用量试验结果

表6表明：捕收剂用量较低时，铅银回收率较低；随着捕收剂用量增加，铅银回收率不断增加，但其品位却随之下降。因此，兼顾铅粗精矿的铅、银品位及回收率，确定丁基黄药+丁胺黑药用量为100+50g/t。

2.5 磨矿细度试验

磨矿细度试验固定碳酸钠用量为500g/t、硫化钠为1 000g/t、丁基黄药+丁胺黑药为100+ 50g/t，试验结果见表7。

表7 磨矿细度试验结果

表7表明：磨矿细度过粗和过细铅粗精矿的浮选指标均要受影响。磨矿细度-0.074mm占80%时，铅粗精矿指标较好。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074mm占80%。

2.6 闭路流程试验

在粗选条件试验和开路试验基础上，为进一步验证流程的可靠性以及各中矿循环返回对指标的影响，按图2所示流程进行了闭路试验，结果见表8。

表8 闭路试验结果

图2 闭路试验流程

3 结 论

(1)云南某铅矿石铅品位为2.12%，伴生银可综合回收。铅主要以氧化矿形式存在，氧化铅分布率达75.02%，次为原生硫化矿石，硫化铅分布率为21.09%。矿石银品位90.50g/t，硫品位1.31%，脉石矿物主要为白云石、石英。

(2)在磨矿细度为-0.074mm占80%条件下，采用硫化铅与氧化铅1粗3精1扫混合浮选流程，获得了含铅55.87%、含银2 379.66g/t，铅回收率为80.10%、银回收率为79.92%的铅精矿。

[1] 穆晓辉.难选氧化铅锌矿选矿工艺研究[J].甘肃冶金，2010(1)：32.

[2] 叶雪均.难选氧化铅锌矿石选矿试验研究[J].有色金属：选矿部分，2001(2):1-5.

[3] 陈晓青.云南复杂难选多金属矿试验研究报告[R]．郑州：中国地质科学院矿产综合利用研究所，2008.

[4] 余江鸿,周 涛,刘守信．四川甘洛县某氧化铅锌矿石选矿试验研究[J]．金属矿山，2009(12)：77-79.

Beneficiation Experiments on a Refractory Lead Oxidized Ore in Yunnan

Cao Ran

(Masteel Luohe Mining Co. Ltd.)

There is a lead ore in Yunnan in which lead mainly exists in form of oxidized ore, with distribution rate of 75.02%, 2.12% lead, 90.50 g/t silver, and 1.31% sulfur. For the development and utilization of the ore, beneficiation experiments were conducted on the ore. The results show that: at the grinding fineness of 80% -0.074 mm, via lead sulfide and oxide one roughing-three cleaning-one scavenging bulk flotation process, lead concentrate with 55.87% lead, 2 379.66 g/t silver, and lead recovery of 80.10%, silver recovery of 79.92% is obtained.

Lead oxide ore, Activated flotation, Sodium sulphide

2015-05-18)

曹 然(1986—)，男，助理工程师，231500 安徽省合肥市庐江县罗河镇。