越南某含次生铜的铅锌硫化矿浮选工艺研究.pdf

9 8 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 d o h l 0 3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 3 ．z 1 ．0 2 5 越南某含次生铜的铅锌硫化矿浮选工艺研究 陈代雄1 , 2肖骏1 ，一，冯木1 ，胡波z ，杨建文2 1 ．中南大学资源加工与生物工程学院，长沙4 1 0 0 8 3 ；2 ．湖南有色金属研究院复杂铜铅锌 共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室，长沙4 1 0 1 0 0 摘要在对越南某含次生铜的铅锌多金属矿矿样工艺矿物学分析的基础上，针对其低硫、高锌、含次生铜矿物、各 矿物交代浸染共生的特点，采用优先浮选铅一再活化浮选锌矿物的工艺流程，试验重点探索次生铜矿物在铅锌分离过程中对 闪锌矿的活化影响和分析，开发出硫化钠 硫酸锌与新型小分子抑制剂多糖黄原酸盐组合抑制剂，能对活化后的闪锌矿生产 强烈抑制，通过系统条件试验，从而得出最优条件下的药剂制度和浮选工艺，实现了铅锌高效清洁分离。综合全流程闭路试 验获得了铅品位6 7 ．6 9 ％、回收率8 6 ．0 9 ％的铅精矿，锌品位6 0 ．3 2 ％、回收率为9 6 ．8 2 ％的锌精矿的优异选矿指标。试验结果为 下一步选矿厂设计及工业化生产提供了良好的依据。 关键词铅锌分离；次生铜矿物；优先浮选 中图分类号T D 9 5 2 ．2 ；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 3 S O 一0 0 9 8 0 6 含次生铜矿物的铅锌矿，因矿浆中含有的少量 的游离态的c u 2 对矿石中的闪锌矿、黄铁矿的活化 作用的影响，造成浮选铅锌分离、铅硫分离困难， 此类矿石为难选矿石，是长久以来选矿研究者重点 研究的课题。长期以来对铜离子活化闪锌矿采用大 量的剧毒氰化物进行抑制，不仅造成严重的环境污 染，而且大幅降低了贵金属金银的回收率。国内解 决这一类难题的研究方向重点为进行高效环保型浮 选药剂如捕收剂、抑制剂和组合药剂的研究，进行 流程结构的创新研究和中矿再磨技术的研究以及 工艺应用，并得以广泛应用，创造了巨大的经济效 益[ 1 引。湖南有色金属研究院在硫化铅锌高效清洁 选矿领域进行了长期研究，在无氰铅锌分离浮选取 得了多项科技成果，在多家企业取得了成功应用。 本研究的矿样取自越南清化省，矿石中含锌 高，铅、硫品位较低，矿床中的方铅矿与闪锌矿、 黄铜矿交代共生，有用矿物分离困难。研究采用优 先浮选铅一再活化浮选锌矿物工艺流程，应用浮选 溶液化学原理，采用硫化钠 硫酸锌，降低矿浆电 位，添加新型小分子抑制剂多糖黄原酸盐，对铜离 子活化的闪锌矿产生强烈的抑制，实现铅锌清洁高 效分离。进行了大量的条件试验和全流程闭路试 验，获得了先进的药剂制度和工艺流程，取得了良 好的选矿指标，为同类型铅锌矿高效铅锌分离提供 技术指导。 1 矿石工艺矿物学研究 1 ．1 矿石组成 对越南某含次生铜矿物铅锌矿原矿样进行化学 多元素分析。分析结果如表1 所示。 表1原矿多元素分析结果 ，％ 元素c uP b z nF eA sS A 1 2 0 3S i 0 2C a OM g OA u l ’A 9 1 ’ 含量0 ．0 61 ．8 4 1 1 ．4 1 ．6 20 ．0 0 23 ．8 7 0 ．3 51 0 ．23 3 ．4 5O ．2 3 0 ．1 0 6 6 ．3 1 单位为朗，下同。 该矿石中主要的金属矿物有闪锌矿 1 6 ％ 、 方铅矿 2 ％ 、黄铁矿 0 ．5 ％ 、磁黄铁矿 2 4 ％ 等，其次为赤铁矿、褐铁矿 0 ．8 ％ 、黄铜矿、斑 铜矿 0 。1 ％ 等；脉石矿物主要为方解石、白云母 等，含量7 0 ％以上，其次为绿泥石、高岭石等。 1 ．2 有用矿物的物相组成和矿石特征 原矿中主要回收元素铅、锌的赋存状态如表2 。 表2矿样铅、锌物相分析结果 ，％ 相态硫化铅氧化铅铅铁矾合计硫化锌氧化锌锌铁尖晶石合计 含量 1 ．5 60 ．2 10 ．0 41 ．8 11 0 ．5 3O ．2 6O ．1 41 0 ．9 3 分布率8 6 ．1 9 I1 ．6 02 ．2 11 0 0 ．09 6 ．3 42 , 3 81 ．2 81 0 0 ．0 闪锌矿在矿石中呈浸染状分布，主要与黄铁 矿接触嵌生，并与方铅矿交代，嵌布粒度极不均 牧稿日期2 0 1 3 1 1 - 0 8 作者简介陈代雄 1 9 6 3 一 ，男，湖南邵阳人，教授级高级工程师，主要从事选矿工艺、选矿废水处理、选矿尾矿综合利用研究。 万方数据 2 0 1 3 年增刊陈代雄等越南某含次生铜的铅锌硫化矿浮选工艺研究 9 9 匀，分布O ．0 0 5 。1m l n ，主要赋存于O ．0 4 ～0 ．4m m 。 方铅矿方铅矿在矿石中含量相对较少，主要 呈他形粒状，主要分布于闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁 矿之间。并有少量的氧化，嵌布粒度主要在0 ．1 5 2 0 ．0 3 7I T I I n o 2 选矿试验研究 2 ．1 试验原则流程的确定及分析 由矿石结构特征及工艺矿物学分析可知，本矿 石嵌布关系复杂，各种可回收金属无论在矿物粒度 分布还是在元素组成上都表现出与其他常见铅锌矿 石不同的特性，必须要在工艺流程确定和药剂制度 的选择过程中给予特别重视，主要表现在 1 矿石中的铜矿物主要以黄铜矿和部分氧化 态存在，因铜总含量只有0 ．0 6 ％，已经不具有回收 价值，但大部分铜呈微细粒状，在浮选过程中必须 考虑到矿浆溶液中游离态的C u 2 埘闪锌矿、黄铁矿 的活化作用，可在浮铅抑锌过程中改变药剂组成和 调浆探索对可能已活化了的闪锌矿、黄铁矿的抑制 作用。 2 确定矿浆溶液中游离态的C u 2 是否已经对 原矿中的闪锌矿发生了活化作用通过两种方法得 知一是通过水质分析，测定磨矿前后矿浆溶液中 C u z 壤度的变化，并根据金属离子溶度积关系计算 推断该矿样中的C u h 是否已经完成对原矿中的闪锌 矿的活化；二是进行无调整剂单一硫酸锌抑制剂的 铅粗选试验，得到铅粗精矿，检验铅粗精矿中锌的 品位及回收率。 3 为了在铅粗选过程中消除C u 2 对闪锌矿的 活化影响，可通过以下两种方式得以解决，并分析 比较这两种方式的优劣，从而得出最优条件下的选 矿工艺流程 ①将调整剂 硫酸锌加入球磨机中，在化学反 应平衡的条件下证明调整剂可吸附沉淀矿浆中的铜 离子，同时在闪锌矿表面形成细粒分散的亲水性薄 膜，降低浮选体系的矿浆电位，使捕收剂对闪锌矿 的捕收能力减弱，最终实现铅锌分离的效果㈨； ②在铅粗选时加入新型组合有机抑制剂多糖黄 原酸钠，得到铅粗精矿，分析比较该条件下铅锌分 离的效果。 4 矿浆电位使用铂电极和饱和甘汞电极及精 密电位仪测定，用于测定磨矿后矿浆溶液和粗选时 矿浆溶液中的矿浆电位，测量结果换算为标准氢电 极电位 S H E 。 5 原矿中锌高硫低，在浮铅过程中，可选择 含有黑药类组合捕收剂达到方铅矿与黄铁矿的有效 分离，无需再添加石灰作黄铁矿的抑制剂，实现低 碱条件下浮选铅，有利贵金属金银的回收。 6 铅锌的氧化率低，原则试验流程可确定为 优先浮铅再活化浮锌的工艺流程，即可达到对有 价金属的高效回收。 2 ．2 原矿中铜离子对闪锌矿活化验证试验 2 ．2 ．1 水质分析检测试验 称取5 0 0g 已粗碎至平均粒度5m m 的原矿 样，置于l0 0 0m L 容量瓶中，加入去离子水至容 量瓶恰好瓶满，用玻璃棒搅拌3m i n 后静置2 4h ， 取上清液进行水质分析，其中测定溶液中的C u 2 、 P b “、z n “等重金属离子使用7 2 2 S 光栅分光光度计 测定，水质分析结果如表3 所示。 表3去离子水浸泡未磨矿石2 4h 后水质分析结果 成分 N aKC aM gP bZ nC uF eA I A sN iM n 含量／ r a g r 1 1 2 01 1 05 83 80 ．1 1 O ．1 30 ．0 8 80 ．2 1 1 0 ．0 5 0 ．0 21 20 ．M 由表3 可以看出，该水样中含铜离子很低，只 有0 ．0 8 8m r , ／L 。 称取5 0 0g 原矿装入球磨机中，控制磨矿细度 为一7 4p m7 6 ％，磨矿前后始终使用去离子水清洗 球磨机，所得矿浆溶液装入10 0 0m L 容量瓶中， 容量瓶加去离子水至恰好瓶满，静置2 4h ，去上 清液进行水质分析，水质分析结果如表4 所示。 表4去离子水浸泡磨后矿石2 4h 后水质分析结果 成分 N aKC a M g P b Z n C uF eA JA sN iM n 含量／ n a g L _ 1 1 1 81 0 71 M4 41 ．5 23 ．2O ．9 4 3 ．2 5 0 ．3 1 O ．0 2 O ．0 l 0 ．9 3 对比表3 和表4 ，可以看出，磨矿后矿浆溶液 中C u “、P b “、Z n “、F e 3 的含量大幅度增加，因在 磨矿过程中，矿物沿矿石晶格间的脆弱面一裂缝、 解理面、晶格间含杂质区断开，单纯离子晶格断裂 时，也会沿着离子界面断开，从而暴露出新鲜的矿 物表面，与此同时，原矿中呈类质同象混人物态及 包裹态的金属离子进入矿浆溶液中，致使矿浆溶液 中重金属离子浓度增大。 2 ．2 ．2 无调整剂单一硫酸锌作抑制剂条件试验 硫酸锌常用于未经活化的闪锌矿的抑制，一般 认为是在闪锌矿表面形成氢氧化锌的溶胶吸附在闪 锌矿表面形成亲水性的薄膜产生了抑制。可固定磨 矿细度为一7 4 斗m 7 6 ％，捕收剂2 5 号黑药 乙基黄 药用量为4 0 5 0 加，铅粗选时间为5r a i n ，闪锌矿 万方数据 1 ∞有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 抑制剂只用硫酸锌用量为变量进行条件试验，当硫 酸锌用量分别为0 、1 5 0 、2 5 0 、4 0 0 、6 0 0g ／t 时， 可得试验结果如图1 所示。 零 、 趟 略 噬 铺 奄 檠 襄 躯 抑制剂硫酸锌用量／ g t ‘1 图1单一抑制剂硫酸锌条件试验结果 由图1 可以看出，当只加入硫酸锌作抑制剂 时，所得铅粗精矿中含锌2 1 ％，锌回收率亦达到了 3 6 ％，表明原矿中的闪锌矿已被完全活化，与水质 分析后所得结论相同。只加入硫酸锌几乎没有抑制 效果。 2 ．3 消除难免离子对闪锌矿活化作用的条件试验 2 ．3 ．1 球磨过程中硫化钠 硫酸锌组合抑制剂机理 的探讨及分析 一般认为，加入N a 2 S Z n S O 。组合抑制剂抑制 被铜离子活化的闪锌矿的原理是N a 2 S 与Z n S O 。反 应生成细粒分散态的胶体硫化锌，该胶体会吸收矿 浆中的铜离子，达到消除难免离子对闪锌矿的活化 作用，同时胶体也会吸附在闪锌矿的表面，使其受 到抑制。 实际上，N a 2 S 作为一种强还原剂，加入球磨机 中可明显降低矿浆电位，抑制闪锌矿的无捕收剂浮 选‘7 | ，此外，N a 2 s 的加入亦显著影响到了粗选过程 中方铅矿的浮选行为，所以必须严格控制N a 2 s 的 用量。 闪锌矿一硫化钠体系热力学分析 酸性介质中闪锌矿表面可以发生下列氧化 反应 Z n So - Z n Z S o 2 e 一 1 E o 0 ．2 5 2V 碱性介质中为 Z n S 2 H 2 0 ；主Z n O H 2 S 0 2 H 2 e 一 2 既 0 ．14 7 4 0 ．0 6 7 p H 在磨矿过程中，硫化钠发生如下反应 H S 一寻S 0 H 2 e 一 3 E o 0 ．0 6 5V 闪锌矿自身导电能力很差，自身被氧化的动力 学阻力很大，即存在一个较高的过电位使得其在无 捕收剂条件下很难生成单质硫，可泽| 生较差，在电 位较高的条件下，闪锌矿表面发生氧化，产生z n 2 或Z n O 与溶液中游离态的黄原酸根离子 X 一 生 成黄原酸锌，并化学吸附在闪锌矿表面，导致闪锌 矿表面的疏水化浮选。 由此看来，可以通过降低矿浆体系中的电位实 现对活化后的闪锌矿抑制，硫化钠的加人对矿浆电 位的影响如图2 。 之 一 [ d Z ∽ 兽 一 型 脚 硫化钠用量， g r 1 图2 硫化钠浓度对矿浆电位的影响 可以看出，硫化钠用量为2 4 0g ／t 时，矿浆电 位从0 ．5 8V 下降到0 ．2 0V 。同时由加入硫化钠后， 当矿浆溶液p H 7 ，硫化钠在浮选溶液中起实际作 用的为H S 一，即H S 极大的降低了浮选体系的矿浆 电位[ 8 ] ，使得捕收剂对闪锌矿的捕收能力减弱。 综上所述，硫化钠 硫酸锌在磨矿环境中对活 化后的闪锌矿的抑制作用是通过化学沉淀、化学吸 附以及矿浆电化学调控共同作用下完成的。 2 ．3 ．2 球磨过程中硫化钠 硫酸锌组合抑制剂用量 条件试验 因过量的硫化钠对方铅矿有抑制作用，也会造 成溶液体系的二次污染，所以必须严格控制硫化钠 的用量。固定磨矿细度为一7 4 斗m7 6 ％，捕收剂2 5 号黑药 乙基黄药用量为4 0 5 0g ／t ，抑制剂硫酸锌 用量为5 0 0g ／t ，硫化钠用量为变量。 试验结果如图3 所示，可以看出随着硫化钠用 量的增大，铅粗精矿中锌的回收率随之减少，当硫 化钠用量为4 5 0g ／t 后，锌回收率降至4 ％以下，继 续添加时，铅受到抑制，故最适宜的硫化钠用量为 4 5 0g ／t 。 2 ．3 ．3 粗选过程中新型小分子有机抑制剂多糖黄原 酸盐抑制机理探析 多糖黄原酸盐的分子结构类型为Y n R X [ 9 ] ，其 中Y 为含有水化能较大的多个羟基，亲水性强，x 为黄原酸基，为亲固基团，该多糖黄原酸盐可在矿 浆溶液中与重金属离子形成可溶性盐，起到消除难 免离子的作用。 堡讲娶凰哩矧奄婆寞船 ∞竹简酊∞甾殉钙∞ 万方数据 2 0 13 年增刊陈代雄等越南某含次生铜的铅锌硫化矿浮选工艺研究 1 0 1 硫化钠用量／ g t ‘1 图3 硫化钠用量条件试验 在与黄药类捕收剂共存条件下，多糖类黄原酸 盐对活化后的闪锌矿作用为抑制剂和捕收剂同时 在矿物表面吸附，但有机抑制剂在矿物表面吸附时 不影响捕收剂在矿物表面形成的捕收剂膜。多糖类 黄原酸盐在溶液中以阴离子存在，当其亲固基团在 闪锌矿表面固着后，相离的两个阴离子之间的负电 荷相互排斥，即为两个方向平行的偶极矩的偶极子 相互排斥，为单分子层吸附[ - o | ，分子层表面的羟 基亲水链与水作用 主要为氢键作用 使得该抑制 剂的一O H 定向向外排列，致使矿物表面亲水，从 而达到对闪锌矿的选择性抑制。 2 ．3 ．4 粗选过程中新型小分子有机抑制剂多糖黄原 酸盐用量条件试验 单一抑制剂多糖类黄原酸盐的用量条件流程可 使用如图2 所示流程，将硫酸锌改为多糖类黄原酸 盐，其它条件一致。所得结果如图4 所示，可以看 出，当抑制剂用量为3 5 0 欢时，铅粗精矿的锌回 收率达到3 2 ％，与无调整剂单一硫酸锌一致下锌回 收率3 7 ％相近，可看出此时多糖类黄原酸盐不足以 在闪锌矿表面形成大范围覆盖面的亲水性薄膜，未 能达到抑制效果，随着用量的增大，锌回收率降 低，用量为5 0 0 矾及5 5 0 矾时，锌回收率为 6 ．1 ％和5 ．7 ％，可以看出此时已达到对活化后的闪 锌矿的充分抑制。 多糖黄原酸盐用量／ g t - I 图4 多糖黄原酸盐用量条件试验 由图4 结果可知，选择硫化钠 硫酸锌组合抑 制剂联合使用多糖类黄原酸盐对铜离子活化的闪锌 矿产生协同抑制，实现了铅锌高效分离。 2 ．4 磨矿细度条件试验 针对嵌布关系复杂的多金属矿，合适的磨矿细 度是保证金属回收率的重要前提，可设计磨矿细度 条件试验控制磨矿细度为变量，捕收剂2 5 号黑药 乙基黄药用量为4 0 5 0g ／t ，组合抑制剂硫化钠 硫 酸锌用量为4 5 0 5 0 0g ／t 加入球磨机中，捕收剂搅 拌2m i n ，粗选5m i n ，控制磨矿浓度为6 0 ％。 试验结果如图5 ，由图5 可以看出，随着磨矿 细度的增大，矿石中各矿物的解离度增大，铅回收 率随之升高，在磨矿细度达到一7 4u m7 6 ％左右之 后，铅回收率达到峰值，再提高磨矿细度，铅回收 率未见明显提高，此时磨矿能耗增加，已解离的矿 物易过粉碎造成矿物比表面增大，矿物表面药剂吸 附量增大，所以在保证回收率的前提下，应尽量降 低磨矿能耗和选矿成本，综合考虑最适宜的磨矿细 度为一7 4p m 为7 6 ％。 堡 趟 暗 取 诂 婆 彝 磨矿细度 一7 4 仙m ／％ 图5 磨矿细度试验结果 冰 、 祷 擎 回 窜 奄 蜒 翼 取 2 ．5 铅浮选闭路试验 在已有的条件试验基础上进行铅流程闭路试 验，在保证铅精矿品位及回收率的前提下，采用一 次粗选、三次精选、两次扫选的工艺流程，磨矿加 入5 0 0 加硫酸锌和4 5 0 虮硫化钠作为闪锌矿的抑 制剂，铅粗选加入4 0 ∥t2 5 号黑药和4 0g ，t 乙基黄 药作为铅捕收剂，为了强化对活化后的闪锌矿的抑 制，在粗选过程中加入了4 5 0 趴的多糖黄原酸盐， 铅精选加入适量的硫化钠 硫酸锌为闪锌矿的抑制 剂，铅闭路所得尾矿用于活化浮锌。所得结果如表 5 所示。 2 ．6 锌浮选条件试验 2 ．6 ．1 锌浮选试验流程及药剂制度的确定 由表5 可以看出，浮铅尾矿中锌含量为 10 ．9 8 ％，进入铅精矿中的锌很少，即绝大部分的锌 进入浮铅尾矿中，可进行回收利用。所得浮铅尾矿 ∞加∞∞∞如加m O 堡瓣擎回毽f娟奄婆彝擎 ∞加∞∞∞如加m o 堡胬娶叵噢删碡粱宾承 万方数据 1 0 2 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 表5铅系统流程闭路试验结果 ／％ 2 ．6 ．3 锌粗选丁基黄药用量条件试验 中含硫量与原矿相近，其大部分以黄铁矿、磁黄铁 矿形式存在。浮锌原则流程为一次粗选、两次精 选、两次扫选，粗选先使用C a O 调浆至p H 1 1 ．5 左右以抑制黄铁矿和磁黄铁矿，再加入适量C u S O 。 活化在浮铅过程中被抑制的闪锌矿，锌浮选所用的 捕收剂为丁基黄药，因其捕收性能强，可充分回收 被活化了的闪锌矿。锌精选仍需加入适宜的C a O 抑硫，两次扫选加入少量的丁基黄药，确保全过程 中金属锌较高的回收率。 2 ．6 ．2 锌粗选C u S O 。用量条件试验 工业常用C u S O 。作为活化被抑制后的闪锌矿， 使其易于被黄药类捕收剂吸附，适量的硫酸铜可达 到对闪锌矿1 0 0 ％的活化。可设计硫酸铜用量条件 试验流程如图6 所示。药剂制度为先加入C a O 调 浆至溶液p H1 1 ．5 ，再加活化剂，最后加捕收剂 起 泡剂松醇油，固定丁基黄药用量为1 0 0g ／t ，松醇油 用量为1 5 欢，硫酸铜用量为变量。 药剂用量单位g ／t 搅拌及浮选时间单位 浮铅尾矿 ”m 3 石灰调身 2 硫酸铜 2 丁基黄茎 2 松醇油 锌粗选 锌粗精矿锌尾矿 图6 锌浮选硫酸铜用量条件试验 锌粗选丁基黄药用量条件试验可使用如图6 所 示流程，在加C a O 将矿浆调浆至p H1 1 ．5 后，固定 硫酸铜用量6 7 0g ／t ，起泡剂松醇油用量为1 5 新， 所得结果如图8 所示。由图8 可看出，在丁基黄药 用量为1 2 0g ／t 时，锌粗精矿金属品位最高，增大 用量时，锌回收率略有增大，但品位下降。综合考 虑，锌粗选过程中丁基黄药适宜用量为1 2 0g ／t 。 零 、 趔 嘻 噬 娟 培 婆 囊 嚣 2 0 4 06 08 01 0 01 2 01 4 01 6 01 8 02 0 0 丁基黄药用量／ s t 。1 图8 丁基黄药用量试验结果 堡 锝 擎 回 噻 稍 奄 桨 囊 墩 2 ．7 全流程闭路试验 在已有的条件试验结果的基础上，采用了优先 浮选铅一再活化浮选锌的工艺流程进行全流程闭路 试验，铅系统采用一次粗选、三次精选、两次扫选 流程，浮铅尾矿使用一次粗选、两次精选、两次扫 选流程。试验流程如图9 所示。试验结果如表5 所示。 表6全流程闭路试验结果／％ 所得结果如图7 所示。可看出C u S O 。用量以3结论 6 7 0g ／t 为宜。 邃 遥 龌 哩 娟 奄 氅 靼 墩 硫酸铜用量／ g t 。1 图7 活化剂C u S O 。用量试验结果 堡 褂 馨 回 唾 娟 奄 蜒 囊 靠 1 该铅锌矿石中锌高硫低，但因次生铜矿物 的存在，其溶于矿浆中的游离态的C u 2 将闪锌矿完 全活化。在浮铅抑锌过程中，单独加硫酸锌无法将 闪锌矿抑制。属于难选型矿石。 2 组合抑制剂硫化钠 硫酸锌可抑制被难免离 子活化了的闪锌矿。其抑制机理为化学沉淀、化学 吸附以及降低溶液体系矿浆电位共同作用完成的， 其中降低矿浆电位的有效组分为H S 一。 3 新型小分子有机抑制剂多糖黄原酸盐是被 C u “活化后的闪锌矿的有效抑制剂，具有干扰因素 砌鳃％舛蛇如裙跖 纠媳啪， 万方数据 2 0 1 3 年增刊陈代雄等越南某含次生铜的铅锌硫化矿浮选工艺研究 1 0 3 原矿 磨矿细度一7 4 岬7 6 ％L 多糖黄原酸钠4 5 0 ≈ 2 5 号黑药4 0 ，乙基黄药4 0 ≈ 铅粗选l 多糖黄原酸钠5 0I ．5 硫化钠加o ，硫酸锌3 0 0 f 3 厂1 捕蝗1 燃眠1 2 0J ，T 2 2 L 厂t 硫酸锌 。 3 2 一硫化钠4 5 0 ，硫酸锌5 0 0 药剂用量单位g ／t 3 搅拌及浮选时间单位m i 。 3 2 I ‘圣茎堕垫二9 1 、L I 墅坠 厂卜 鬻2 鲻1 1 铅扫选 小 3 冰石灰15 0 0 ，p H 1 1 2 木硫酸铜6 7 0 尹沫丁基黄药1 2 0 ，橙醐1 5 铅嘉矿小石灰5 0 0 I 5 {乙基黄药332 3 3 铅精矿，，h由从’必 。 F 乙基黄药 2 锌精矿 尾矿 图9 全流程闭路试验工艺流程 少，效果显著等特点，可推广使用。 4 根据矿石特点，在已有的条件试验基础上 确定了最优的药剂制度，闭路试验采用优先浮铅一 活化浮锌的工艺流程，得到最终的选矿指标为，铅 精矿含铅6 7 ．6 9 ％、含锌3 ．8 9 ％、铅回收率8 6 ．0 9 ％， 锌精矿含锌6 0 ．3 2 ％、含铅0 ．5 7 ％、锌回收率 9 6 ．8 2 ％。 参考文献 [ 1 ] 陈代雄．杨建文．李晓东．高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺 流程试验研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 11 1 1 - 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