多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究.pdf

d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 7 ．0 1 ．0 0 4 多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究 余世磊1 ，王亚明2 ，汪宽1 1 ．天津华北地质勘查局，天津3 0 0 1 7 0 ；2 ．华北有色工程勘察院有限公司，石家庄0 5 0 0 2 1 摘要某铜锌多金属硫化矿含铜0 ．6 3 ％、含锌0 ．4 1 ％，矿石氧化率较低，属易浮铜锌多金属原生硫化矿。针对现场生 产铜锌精矿互含较高、铜锌分离不理想的问题，试验研究确定了优先浮铜一铜尾浮锌的优先浮选方案，控制磨矿细度一7 4 斗m 粒级占8 0 ％，通过原矿“一次粗选、三次精选、一次扫选”浮铜 铜尾矿“一次粗选、三次精选、二次扫选”浮锌的工艺流程，利 用组合抑制剂碳酸钠 水玻璃加强对脉石矿物抑制，组合抑制剂亚硫酸钠 硫酸锌加强对含锌矿物抑制，最终获得了铜精矿 铜品位2 2 ．3 0 ％、锌品位1 ．3 7 ％，铜回收率8 9 ．9 1 ％；锌精矿锌品位1 8 ．7 1 ％、铜品位0 ，9 6 ％，锌回收率7 8 ．4 9 ％的良好指标，对 比现场生产指标有了极大改善，铜锌综合回收利用效果显著。 关键词铜锌分离；优先浮选；组合抑制剂 中图分类号T D 9 5 2 ．1 ；T D 9 5 2 ．3 ；T D 9 2 3 文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 7 0 1 - 0 0 1 4 - 0 6 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nC o p p e r - z i n cS e p a r a t i o no ft h eP o l y m e t a l l i cP r i m a r yS u l f i d eO r e Y US h i l e i i ，W A N GY a r n i n 9 2 ．W A N GK u a n I J ．T i a n j i nN o r t hC h i n aG e o l o g i c a lE x p l o r a t i o nB u r e a u ，T i a n j i n3 0 0 17 0 ，C h i n a ；2 ．N o r t hC h i n aE n g i n e e r i n g I n v e s t i g a t i o nI n s t i t u t eC o ．，L t d ．，S h i j i a z h u a n g0 5 0 0 2 1 ，C h i n a A b s t r a c t T h ep o l y m e t a l l i cp r i m a r ys u l f i d eo r e ，c o n t a i n i n g0 ．6 3 ％c o p p e ra n d0 ．41 ％z i n c ，i sl o w l yo x i d i z e d a n de a s y f l o a t i n g ．D u et ot h ef i e l dp r o d u c t i o np r o b l e mo fc o p p e ra n dz i n cc o n c e n t r a t e sb l e n d i n ge a c ho t h e ri nh i g h l e v e la n dd i f f i c u l tt os e p a r a t ee f f i c i e n t l y ，t h es e l e c t i v ef l o t a t i o ns c h e m eo fs e l e c t i v ec o p p e rf l o t a t i o nt h e nz i n cf l o t a t i o n f r o mc o p p e rt a i l i n g si sc a r r i e do u tv i at h i se x p e r i m e n t a ls t u d y ．U n d e rt h ec o n t r o lo fg r i n d i n gf i n e n e s sw i t h 一7 4t x mi n 8 0 ％。t h ef l o t a t i o nf l o w s h e e ti sd e t e r m i n e d ，c o n s i s t i n go f “o n e r o u g h i n g ，t h r e e c o n c e n t r a t i n ga n do n e - c l e a n i n g ’’ f l o a t i n gc o p p e rf r o mr a wo r ea n d “o n e - r o u g h i n g ．t h r e e c o n c e n t r a t i n ga n dt w o - c l e a n i n g ’’f l o a t i n g z i n cf r o mc o p p e r t a i l i n g s ．U s i n gs o d i u mc a r b o n a t e s o d i u ms i l i c a t e a sc o m b i n e dd e p r e s s a n t st od e p r e s s i n gg a n g u em i n e r a l sa n d s o d i u ms u l f i t e z i n cs u l f a t ea sc o m b i n e dd e p r e s s a n t st od e p r e s s i n gz i n c b e a r i n gm i n e r a l s ，e v e n t u a l l yg a i n i n gt h e f a v o r a b l ef l o t a t i o ni n d e x e so f2 2 ．3 0 ％c o p p e rg r a d e ．1 ．3 7 ％z i n cg r a d ea n d8 9 ．9 1 ％c o p p e rr e c o v e r y i n c o p p e r c o n c e n t r a t ea n d18 ．71 ％z i n cg r a d e ．0 ．9 6 ％c o p p e rg r a d ea n d7 8 ．4 9 ％z i n cr e c o v e r yi nz i n cc o n c e n t r a t e ．T h ea i m o fe f f i c i e n tc o p p e r z i n cs e p a r a t i o ni sa c h i e v e d ． K e y w o r d s c o p p e r z i n cs e p a r a t i o n ；s e l e c t i v ef l o t a t i o n ；c o m b i n e dd e p r e s s a n t s 在多金属硫化矿浮选中，铜锌硫化矿常因其赋 存的有用矿物以细粒浸染状紧密共生，嵌布粒度不 均匀，且矿物间的浮游性质相近，尤其是被铜离子活 化后的闪锌矿与铜矿物具有相似的可浮性，使得铜 锌分离浮选较为困难。此外，由于黄铁矿的存在，极 易加速矿石的氧化变质，矿泥含量增大，进一步加大 了分选难度。2 1 。近年来针对铜锌硫化矿分选在理 论和实践方面已取得了很大进展，铜锌硫化矿分选 收稿日期2 0 1 6 - 0 6 - 1 4 修回日期2 0 1 6 - 1 1 - 2 6 作者简介余世磊 1 9 8 8 ． ，男，硕士，工程师，主要从事选矿工艺研究。 的基本工艺包括优先浮选、混合浮选、部分混合浮选 及等可浮性浮选等日J 。 某新开发的铜锌多金属硫化矿山生产出现了铜 锌精矿互含较高、铜锌分离指标不理想的问题，本研 究针对矿石性质开展了铜锌分离试验研究，采用抑 锌浮铜～铜尾浮锌的优先浮选方案，利用组合抑制 剂加强对脉石矿物和含锌矿物的抑制，最终获得了 良好的铜锌分离效果。 万方数据 2 0 1 7 年第1 期余世磊等多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究 1 5 1 矿石性质 相分析结果见表2 ，对矿石进行x 射线衍射分析，结 果见图l 。 矿石的多元素分析结果见表1 ，矿石的铜、锌物 表1矿石的多元素分析结果 T a b l e1M u l t i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so ft h er u n o f - m i n eo r e ，‘％ 划 慧 接 姆 图1 矿石X 射线衍射图谱 F i g ．1X r a yd i f f r a c t i o np a t t e r n so fr u n - o f - m i n eo r e 结合铜、锌物相和x 射线衍射分析结果可知，该 矿石为复杂多金属硫化矿，主要有价金属为铜和锌。 其中主要含铜矿物为黄铜矿，铜含量占全铜的 8 8 ．8 9 ％，其次为少量的次生硫化铜矿，而氧化铜矿 仅占到较低的4 ．7 6 ％；主要含锌矿物为闪锌矿，锌含 量占全锌的9 2 ．5 0 ％，剩余的氧化锌和锌金属盐矿仅 占到7 ．5 0 ％。此外矿石中还含有一定量的黄铁矿， 其与黄铜矿、闪锌矿紧密共生且相互影响，必将造成 铜锌分离的困难。脉石矿物主要是石英、白云母、方 解石和少量绿泥石等。总之，该矿石氧化率较低，属 于易浮的铜锌多金属原生硫化矿。 2 浮选条件试验 经对矿石性质分析，确定采用优先浮选工艺中 的抑锌浮铜方案，即优先浮铜一铜尾浮锌工艺流程， 按铜一锌的先后次序逐个选出铜精矿和锌精矿。 2 ．1 优先浮铜条件试验 根据抑锌浮铜的工艺思路，采用硫酸锌抑制锌 矿物，捕收剂Z - 2 0 0 浮选铜，确定优先浮铜条件试验 流程如图2 所示。 3 C a 0 10 0 0 3 Z n S O 。10 0 3 Z 一2 0 01 0 0 铜粗选 5 铜粗精矿 铜尾矿 g ／t ； 间单位m i n ；下同 图2 优先浮铜条件试验流程 F i g ．2 C o n d i t i o nt e s tf l o w s h e e to fs e l e c t i v e c o p p e rf l o t a t i o n 2 ．1 ．1 磨矿细度试验 铜锌矿物充分解离是磨矿作业的基本要求，同 时又要避免过磨产生的矿泥对浮选指标的影响，通 过试验来确定合理的磨矿细度。试验流程如图2 所 示，试验结果见图3 。 零 魍 略 一7 4 斗m 含量，％ 图3 磨矿细度对铜粗精矿指标的影响 F i g ．3 I n f l u e n c eo fg r i n d i n gf i n e n e s so n c o p p e rr o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 零 褂 擎 回 万方数据 1 6 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第1 期 试验结果表明，随着磨矿细度的提高，铜粗精矿 产率缓慢上升后迅速增大，而铜品位逐渐升高后急 剧降低，铜回收率逐步上升直至趋于稳定；锌品位上 升幅度不大，但锌回收率则呈快速升高趋势。究其 原因可能是，当磨矿细度一7 4I x m 不小于8 5 ％时，由 于矿石过磨导致脉石矿物发生泥化，与有用矿物相 互混杂，一并上浮进入铜粗精矿，从而导致铜粗精矿 产率快速增大，铜品位急剧降低。综合考虑，磨矿细 度一7 4 斗m 粒级占8 0 ％为宜。 2 ．1 ．2 石灰用量试验 石灰作为最常用的矿浆p H 值调整剂，同时也能 起到抑制黄铁矿的作用，尤其对试验矿石这类含有 少量黄铁矿的铜锌硫化矿，控制矿浆p H 值在9 左右 即可达到较好的抑硫效果Ho 。试验考察了石灰用量 对铜粗精矿指标的影响，试验流程如图2 所示，试验 结果见图4 。 石灰用量／ g t 。 图4石灰用量对铜粗精矿指标的影响 F i g ．4 I n f l u e n c eo fl i m ed o s a g eo nc o p p e r r o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 试验结果表明，随着石灰用量的增加，铜粗精矿 产率逐渐减小，其中铜品位快速升高而后略有下降， 铜回收率持续降低幅度不大。当石灰用量为10 0 0 g ／t 时，矿浆p H 值为8 ．5 左右，得到铜粗精矿铜品位 可达到较高的2 ．9 7 ％，铜回收率9 2 ．5 9 ％，而此时锌 品位控制在0 。8 3 ％，锌回收率3 9 。7 6 ％，均处于相对 较低的水平，反映出了良好的黄铁矿抑制效果。综 合考虑，确定石灰用量为10 0 0g ／t 。 2 ．1 ．3z ．2 0 0 用量试验 若捕收剂用量控制不当，将会使可浮性较好的 黄铁矿竞相上浮，从而影响铜精矿品位。Z - 2 0 0 作为 硫化矿的优良捕收剂，对黄铁矿捕收能力较弱，选择 性较高，有利于降低石灰用量，而且药剂污染较 小b j 。试验选用z ．2 0 0 为铜捕收剂并考察用量对铜 粗精矿指标的影响。试验流程如图2 所示，试验结 果见图5 。 图5Z ．2 0 0 用量对铜粗精矿指标的影响 F i g ．5 I n f l u e n c eo fZ - 2 0 0d o s a g eo nc o p p e r r o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 试验结果表明，随着Z ．2 0 0 用量增大，铜粗精矿 产率逐渐提高，其中铜品位先升高后降低，铜回收率 快速升高后趋于稳定；锌品位稍有上升，而锌回收率 逐步上升，当Z - 2 0 0 用量不小于1 2 0g ／t 时，铜粗精 矿中锌含量急剧上升，铜锌互含升高。综合考虑，选 取Z 一2 0 0 用量1 0 0g ／t 较为适宜。 2 ．1 ．4 脉石抑制剂用量试验 试验取得的铜粗精矿虽然铜回收率指标表现良 好，但铜品位却不甚理想，分析可能是脉石矿物或矿 泥的存在造成铜品位无法提高。鉴于水玻璃是石 英、硅酸盐、铝硅酸盐类矿物的常用抑制剂，当与碳 酸钠配合使用时，可显著提高其选择性和抑制能力。 同时水玻璃也可作为矿泥分散剂，降低矿泥对浮选 作业的不利影响‘6 j 。因此决定采用优化工艺流程， 利用碳酸钠 水玻璃组合抑制剂 质量比1 1 的协 同效应，共同对脉石矿物和矿泥加强抑制。优化试 验流程如图6 所示，组合脉石抑制剂用量试验结果 见图7 。 试验结果表明，随着碳酸钠 水玻璃用量的增 大，铜粗精矿产率逐渐降低，当碳酸钠、水玻璃用量 均不小于1 ．0k g ／t 时，产率变化不明显。其中铜品 位稳步上升后趋于稳定，而铜回收率基本未受影响， 由此说明碳酸钠 水玻璃组合抑制剂确实对脉石矿 物起到了良好的抑制作用。当碳酸钠 水玻璃用量 为1 ．0 1 ．0k g ／t 时，铜粗精矿铜品位5 ．0 4 ％，铜回 收率9 2 ．4 9 ％；锌品位1 ．0 5 ％，较0 ．8 3 ％略有提高， 但锌回收率由3 9 ．7 6 ％下降到了2 9 ．6 1 ％，锌含量明 显降低。综合考虑，确定组合脉石抑制剂碳酸钠 水玻璃用量为1 ．0 1 ．0k g ／t 。 万方数据 2 0 1 7 年第1 期余世磊等多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究 1 7 原矿 3 C a 0 10 0 0 3 ≥ N a 2 C 0 3 变 3 ≥ 水玻璃变 3 Z n S 0 4 10 0 0 3 Z 一2 0 01 0 0 铜粗选 5 铜粗精矿 铜尾矿 图6 优先浮铜条件试验优化流程 F i g ．6 C o n d i t i o nt e s to p t i m i z a t i o nf l o w s h e e t o fs e l e c t i v ec o p p e rf l o t a t i o n 碳酸钠 水玻璃用量／ k g t 一1 图7 碳酸钠 水玻璃用量对铜粗精矿指标的影响 F i g ．7 I n f l u e n c eo fs o d i u mc a r b o n a t e s o d i u m s i l i c a t ed o s a g eo nc o p p e rr o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 表3 T a b l e3 2 ．1 ．5 锌抑制剂比选及用量试验 闪锌矿被溶解于铜离子活化后可呈现出与黄铜 矿相当的可浮性，从而造成了铜锌分离的困难，为消 除这一不利影响，工艺上普遍采用硫酸锌从闪锌矿 表面除去铜活化膜，从而抑制闪锌矿的上浮。研究 还发现，硫酸锌与硫化钠、亚硫酸钠等其它药剂配合 使用，还可进一步加强对锌的抑制效果“ 引。因此试 验选取了组合锌抑制剂硫化钠 硫酸锌、亚硫酸钠 硫酸锌与单独使用硫酸锌的试验效果进行对比。 试验流程如图8 所示，结果见表3 。 原矿 3 ≥ C a O10 0 0 3 ≥ N a 2 C 0 310 0 0 3 ≥ 水玻璃10 0 0 3 j N a 2 S 0 310 0 0 3 j Z n S O 。l0 0 0 3 ≥ Z 一2 0 01 0 0 铜粗选 5 铜粗精矿 铜尾矿 图8 优先浮铜条件试验再优化流程 F i g ．8 C o n d i t i o nt e s tr e o p t i m i z a t i o nf l o w s h e e t o fs e l e c t i v ec o p p e rf l o t a t i o n 对比试验结果可知，较单独使用硫酸锌而言，添 加硫化钠或亚硫酸钠试验得到的铜粗精矿产率均有 所下降。其中添加硫化钠时，锌回收率明显升高，硫 化钠对含锌矿物的抑制效果不甚显著。而使用亚硫 酸钠时，铜粗精矿中锌含量却有所降低，说明亚硫酸 钠对铜锌分离确有一定的效果。 锌抑制剂比选试验结果 C o m p a r i s o nt e s tr e s u l t so fz i n cd e p r e s s a n t s 基于上述对比试验结果，进一步考察组合锌抑 制剂亚硫酸钠 硫酸锌用量 质量比1 1 对铜粗精 矿指标的影响。试验流程如图8 所示，试验结果见 图9 。 试验结果表明，随着亚硫酸钠 硫酸锌用量的增 大，铜粗精矿产率逐渐降低，其中铜品位及回收率均 稳步上升后趋于稳定；锌品位上升幅度较小，但锌回 收率却呈现下降趋势。当亚硫酸钠 硫酸锌用量为 2 ．5 2 ．5k g ／t 时，试验所得铜粗精矿中铜品位 8 ．0 3 ％，铜回收率7 8 ．4 5 ％；此时锌品位0 ．9 1 ％，锌回 收率降至1 3 ．6 6 ％，铜锌互含较低。综合考虑，确定组 合锌抑制剂亚硫酸钠 硫酸锌用量为2 ．5 2 ．5k g ／t 。 2 ．2 铜尾浮锌条件试验 基于优先浮铜试验的铜尾矿，进一步考察了浮 万方数据 1 8 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第1 期 锌条件试验，确定试验流程如图1 0 所示。 堡 褂 擎 回 图9 亚硫酸钠 硫酸锌用量对铜粗精矿指标的影响 F i g ．9 I n f l u e n c eo fs o d i u ms u l f i t e z i n cs u l f a t e d o s a g eo nc o p p e rr o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 原矿 3 C u S 0 41 0 0 3 丁基黄药1 3 ≥ 松醇油1 0 0 锌粗选 4 锌粗精矿 尾矿 图1 0 铜尾浮锌条件试验流程 F i g ．10 C o n d i t i o nt e s tf l o w s h e e to fz i n c f l o t a t i o nf r o mc o p p e rr a i l i n g s 2 ．2 ．1 硫酸铜用量试验 硫酸铜溶解于矿浆中的铜离子可取代锌离子在 闪锌矿表面生成一层易浮的硫化铜薄膜，从而重新 活化闪锌矿。试验考察了硫酸铜用量对锌粗精矿指 标的影响，试验流程如图1 0 所示，试验结果见图1 1 。 硫酸铜用量／ g t 。 图1 1 硫酸铜用量对锌粗精矿指标的影响 F i g ．11 I n f l u e n c eo fc o p p e rs u l f a t ed o s a g e o nz i n cr o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 枣 褂 孥 凰 试验结果表明，随着硫酸铜用量的增加，锌粗精 矿产率逐渐增大，其中锌品位先升高后急剧降低，锌 回收率逐渐升高后趋于稳定；而铜品位及回收率下降 幅度不大。综合考虑，硫酸铜用量以3 0 0g ／t 为宜。 2 ．2 ．2 丁基黄药用量试验 黄药是锌浮选最常规的捕收剂，试验考察了丁 基黄药用量对锌粗精矿指标的影响，试验流程如图 1 0 所示，试验结果见图1 2 。 丁基黄药用量／ g ‘t 。1 图1 2丁基黄药用量对锌粗精矿指标的影响 F i g ．12 I n f l u e n c eo fb u t y lx a n t h a t ed o s a g e o nz i n cr o u g hc o n c e n t r a t ei n d e x 试验结果表明，随着丁基黄药用量的增加，锌粗 精矿产率逐渐增大，其中铜、锌含量均稳步增长。当 丁基黄药用量为1 5 0g ／t 时，所得锌粗精矿中锌品位 2 ．3 3 ％，锌回收率8 0 ．3 2 ％，此时铜品位0 。2 0 ％，铜 回收率仅为1 8 ．7 1 ％，指标较为适宜。综合考虑，选 取定丁基黄药用量为1 5 0g ／t 。 3 综合条件闭路试验 综合条件闭路试验通过中矿顺序返回，考察各 作业累计及中矿分配对分选指标的影响。经综合条 件开路试验对流程结构进一步比选，确定了原矿“一 次粗选、三次精选、一次扫选”浮铜 铜尾矿“一次粗 选、三次精选、二次扫选”浮锌的工艺流程，进而开展 了实验室闭路试验。闭路试验流程及药剂制度如图 1 3 所示，试验结果见表4 。 表4综合条件闭路试验结果 T a b l e4C l o s e d ．c i r c u i tt e s tr e s u l t so fc o m p r e h e n s i v e c o n d i t i o n s／％ 万方数据 2 0 1 7 年第1 期余世磊等多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究 1 9 原矿 锌精矿 图1 3 综合条件闭路试验流程 F i g ．13 C l o s e d c i r c u i tt e s tf l o w s h e e to fc o m p r e h e n s i v ec o n d i t i o n s 综合条件闭路试验结果表明，在原矿铜、锌品位 分别为0 ．6 3 ％和0 ．4 1 ％时，试验可获得铜精矿铜品 位2 2 ．3 0 ％、锌品位1 ．3 7 ％，铜回收率8 9 ．9 1 ％；锌精 矿锌品位1 8 ．7 1 ％、铜品位0 ．9 6 ％，锌回收率 7 8 ．4 9 ％的良好指标。 与现场生产指标相比，采用试验确定的流程结 构及药剂制度，可使铜精矿铜品位和回收率分别提 高7 ．1 3 ％和1 6 ．7 1 ％、含锌量降低3 1 ．9 2 ％，锌精矿 锌品位及回收率分别提高了7 ．8 6 ％和3 6 ．6 8 ％，同 时可减少尾矿铜锌损失分别达到1 2 ．6 8 ％和 4 ．7 6 ％，铜锌综合回收利用效果显著。 4 结论 1 矿石可回收利用的有用矿物主要是黄铜矿和 闪锌矿，脉石矿物以石英为主，矿物之间共生关系复 杂。有用矿物氧化率较低，该矿石属于易浮的铜锌 多金属原生硫化矿石。 2 组合抑制剂碳酸钠 水玻璃对石英、硅酸盐、 铝硅酸盐类脉石矿物具有良好的抑制效果。组合抑 制剂亚硫酸钠 硫酸锌对含锌矿物的抑制效果显 著，有利于铜锌分离。 3 原矿含铜0 ．6 3 ％、含锌0 ．4 1 ％时，采用优先 浮铜一铜尾浮锌的优先浮选工艺流程，控制磨矿细 度一7 4 斗m 粒级占8 0 ％，采用石灰为矿浆p H 值调整 剂、碳酸钠 水玻璃为组合脉石抑制剂、亚硫酸钠 硫酸锌为组合锌抑制剂、Z 一2 0 0 为铜捕收剂以及“一 次粗选、三次精选、一次扫选”优先浮铜流程结构，可 获得铜精矿铜品位2 2 ．3 0 ％、锌品位1 ．3 7 ％，铜回收 率8 9 ．9 1 ％；采用硫酸铜为锌活化剂、丁基黄药为锌 捕收剂、松醇油为起泡剂以及“一次粗选、三次精选、 二次扫选”铜尾浮锌流程结构，可获得锌精矿锌品位 下转第9 0 页 万方数据 9 0 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第1 期 图8 钙镁离子浓度于捕收剂对胶磷矿 和白云石表面吸附量的关系 F i g ．8R e l a t i o n s h i pb e t w e e nt h ec o n c e n t r a t i o n o fm e t a l l i ci o n sa n dt h ec o l l e c t o ra d s o r p t i o n q u a n t i t yo fc o H o p h a n ea n dd o l o m i t e 由图8 可以看出，当p H 值为8 ．5 时，捕收剂在 胶磷矿和白云石表面的吸附量随着矿浆中钙镁离子 浓度的增加而轻微减小一j ，说明矿浆中的钙镁离子 没有优先与捕收剂发生作用而大量消耗捕收剂，而 是在碱性介质中生成了碳酸盐沉淀或溶胶，对于胶 磷矿来说，主要以团聚的状态黏附于胶磷矿的表面， 降低胶磷矿表面的疏水性，导致了胶磷矿的可浮性 下降；对于白云石来说，主要以自聚的状态悬浮于矿 浆中，未黏附于白云石的表面，未改变白云石表面性 质，因此，钙镁离子的对白云石的浮选影响微弱。 4结论 1 钙镁离子对胶磷矿的浮选影响显著，对白云 石的浮选影响微弱。特别在碱性介质中，低浓度的 钙离子 2 5 ～5 0m g ／L 可明显降低胶磷矿的浮选回 收率，而低浓度的镁离子 2 5 ～5 0m g ／L 会对胶磷 矿的起到活化作用。 2 通过胶磷矿和白云石表面的性质测定和微观 形貌观察，钙镁离子在碱性介质中生成了碳酸盐沉 淀或溶胶，黏附于胶磷矿的表面，改变了胶磷矿表面 的疏水性，导致了胶磷矿的可浮性下降；但并未黏附 与白云石的表面，呈自聚状态存在于矿浆中，对白云 石可浮性的影响不大。 参考文献 [ 1 ] 曹先军，杨小芹，何漪．我国磷资源合理开发利用的 分析与建议[ J ] ．化工矿物与加工，2 0 0 5 ，3 4 6 1 1 4 ． [ 2 ] 余永富，葛英勇，潘昌林．磷矿选矿进展及存在的问题 [ J ] ．矿冶工程，2 0 0 8 ，2 8 1 ，2 9 ．3 3 ． [ 3 ] 李冬莲，张亚东．钙镁离子对胶磷矿、白云石及石英的浮 选影响试验[ J ] ．现代矿业，2 0 1 3 ， 7 1 1 1 ．1 1 3 ． [ 4 ] 于润存，仇向华．选矿回水中钙镁离子对磷矿选矿的影 响[ J ] ．金属材料与冶金工程，2 0 1 5 ，4 3 5 6 0 - 6 3 ． [ 5 ] 李成秀．难选胶磷矿浮选新药剂试验及作用机理研究 [ D ] ．昆明昆明理工大学，2 0 1 4 ． [ 6 ] 肖坤明．胶磷矿与白云石及石英的浮选分离[ D ] ．江西 赣州江西理工大学，2 0 1 1 ． [ 7 ] 唐川黔，张覃，卯松．白云石与胶磷矿纯矿物浮选 行为差异研究[ J ] ．化工矿物与加工，2 0 1 0 ，3 9 3 1 - 3 ． [ 8 ] 魏以和，李防，贺金文．油酸浮选白云石的试验研究 [ J ] ．化工矿物与加工，2 0 1 2 ，4 1 6 1 - 3 ． [ 9 ] 胡岳华，王淀佐．d - 胺基芳基膦酸浮选磷灰石与方解石 的研究[ J ] ．有色金属，1 9 9 2 1 4 l 掣． 上接第1 9 页 1 8 ．7 l ％、铜品位0 ．9 6 ％，锌回收率7 8 ．4 9 ％的良好指 标，对比现场生产指标有了极大改善，铜锌综合回收 利用效果显著。 参考文献 [ 1 ] 于雪．铜锌硫化矿难以分离的可能原因及解决途径 [ J ] ．国外金属矿选矿，2 0 0 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