什么叫离析一浮选法部分混合浮选流程.doc

什么叫离析一浮选法它有哪些优缺点 离析----浮选法是一种火法化学处理与浮选相结合的方法。例如难选氧化铜矿石的离析-浮选就是将矿石破碎到一定的粒度以后混以少量的食盐（0 .1～1 .0％）和煤粉（0 .5～2.0％），隔氧加热至900℃左右，矿石中的铜便以金属状态在碳粒表面析出，将焙砂隔氧冷却后经磨矿进行浮选，即得铜精矿。 离析一浮选法最大的优点是能解决那些不能用常规选矿方法处理的矿石，它可以综合回收矿石中的有用金属。例如铜矿石中，当矿石中含有大量的硅孔雀石、赤铜矿及结合铜时，或是含有大量的矿泥时，这类矿石用浮选法往往指标很低，而用离析法则是比较有效的。离析法还能处理氧化铜矿石与硫化铜矿石的混合矿石，并能综合回收金、银、铁等有用金属。此外，金、银、镍、铝、钴、锑、钯、铭、锡等几种金属的化合物是易于还原的并且易于生成挥发性的氰化物，也适应于用离析法处理。 离析法的缺点是成本较高，基建投资较大，生产费用也较高。估计离析法的基建投资约为同样能力浮选厂的两倍，生产费用也要高2～3倍。所以用离析法处理难选的氧化铜矿石时，认为原矿中的铜品位应大于2％方能得到较好的经济效果。所以离析法仅用于解决那些不能用其他方法处理的矿石。因此在采用此法之前，应对处理的矿石作全面的研究，若能用其他方法处理，就不宜用离析法。 铜离析过程的机理是什么影响离析过程的因素有哪些 离析过程比较复杂，虽然对铜的离析已经做了不少的试验研究工作，但对一些问题至今仍有不同的见解。多数认为氧化铜矿的离析过程大致分为三个阶段。 一、食盐的分解阶段 离析过程中首先是食盐与矿石中的结晶水在700℃温度下生成氯化氢，其反应式如下 4NaClAl2O32SiO22H2ONa4Al2O32SiO34HCl↑ 二、氯化亚铜的挥发阶段 氯化氢与氧化铜矿物作用，产生可挥发性的氯化亚铜。氧化铜矿物的种类较多，为简明起见用简单的Cu2O作代表，其反应式为 6HCl3Cu2O2Cu3C13↑3H2O 三、还原和离析作用阶段 氯化亚铜（Cu3C13）蒸气被氢（与碳粒吸附的氢）还原而生成离析铜并覆盖在炭粒上。其反应式为 2 Cu3C133H26 Cu6HCI↑ 离析铜（Cu）用浮选法可以有效地加以回收。氯化亚铜还原所产生的氯化氢（再生的HCI）能继续和氧化铜矿物作用生成氯化亚铜。使上述反应周期循环发生。 影响离析过程的因素较多，其中较为主要的因素有下列 （1）矿石性质。矿石粒度及矿石的物质组成都要影响离析过程，尤其是处理含钙质脉石时，特别是方解石、石灰石等，氧化钙的生成将妨害铜的离析。 （2）温度的影响。温度直接影响氯化反应速度。准确控制温度是进行离析过程的一个重要条件。离析温度的上限既决定于矿石性质和热交换条件，也决定于经济因素。若离析温度高，不仅浪费燃料，而且引起物料的烧结，出现“结窑皮”现象，若温度在离析温度以下，则会使离析效果变坏. （3）停留时间。物料在离析窑（室）的停留时间取决于窑（室）的体积、物料的比重、物料的通过速度。总之物料在窑（室）内的停留时间应足以达到较高的回收率为好。 （4）还原条件。还原条件对离析过程的影响是很大的。适度的还原条件有利于氯化反应的进行。 （5）氯化剂用量。食盐本身对氯化反应没有影响。离析的引发反应是依靠食盐水解产生的氯化氢。而氯化反应速度与氯化氢压力成正比。食盐的加人量过少，则氯化氢的供应就不能满足起始氯化反应速度的需要。食盐的用量过大也是有害的，它会溶解氯化亚铜，降低离析回收率。 （6）水蒸气。水蒸气对氯化剂的分解及氯化氢的生成具有重要作用。试验证明矿石如果丧失了结晶水，则离析过程不能进行。 铜离析法在生产中的实践 离析法用来处理难选氧化铜矿石的生产工厂，在国外只有毛里塔尼亚与赞比亚两家，称是用沸璐护一竖护两段离析，即所谓“托尔科”法。 国内用离析法处理难选氧化铜矿石的生产实践，有石箓铜矿等。石箓铜矿是采用回转窑直接加热一段离析，已基本上解决了工艺和设备的关健，达到了可以进行工业生产的水平。可见离析法是处理难选氧化铜矿可行方法之一。 石箓铜矿为难选的氧化铜矿，原矿含铜品位23％，主要含铜矿物为孔雀石，次为少量的硅孔雀石和蓝铜矿，其含量占总铜的5060％；而另有4050％的铜分散在粘土及铁、锰结核矿物中。原矿含铁品位为2025％。铜的氧化率95％以上结合氧化铜占25％左右。原矿含泥含水都比较高，-200目占4550％，水分占25％。脉石矿物为钙，镁碳酸盐及硅酸盐矿物，Ca0与Mg0含量占25％；Si02为4045％。 该矿曾经采用的直接浮选法生产与离析一浮选法生产的对比，技术指标见表 6-2所列。可见该矿采用离析一浮选法生产比直接浮选法生产的理论回收率高28.65％，精矿品位高8.81％。经计算，对于石箓铜矿来说，用离析－浮选法生产只要其理论回收率比直接浮选法高于15％，那么离析一浮选法就可以得到显著的经济效果。 因此，用离析－浮选法处理石茱载化祠矿技术上合理，经济上合算。 该矿自投产以来，选扩回收率一直排徊在75％左右。以后，离析一浮选的技术指标有了重大突破。选矿回收率已经提高到80以上，尾矿品位由0.60.7％降低到0.40.5％；铜精矿品位由20提高到30以上。 石箓铜矿离析浮选旅技术上重大突破的原因，除了加强了管理，落实了责任制外，在操作技术上有两条基本经验 （1）煤比要适宜，过小或过大都将严重影晌离析效果，所以在操作技术上要卡死煤比。 （2）加大风量和提高烟气温度，发择大风潜在优势。该矿的一段离析法在长期的生产实践中，总结了“大风大煤”热工制度的生产在技术上是可靠的，两相气氛的论点是正确的。其特点是重油燃烧时配入过剩空气系数1.82.0的大量过剩空气，以调节离析温度和保证离析的反应时间。两相气氛观点是大风大煤热工制度的理论根据，认为料层中的还原气氛和烟气中的氧化气氛可以同时存在。这样就比较好地满足了离析过程对温度、气氛和时间的要求。离析配料中适当多加煤粉，3.5-4.0的大煤比，就可以在料层中形成离析反应要求的中性或弱还原性气氛。从料层中冒出来的CO在料层表面氧化徽烧，以及从料层中逸散出来的大量的CO2和水蒸气在料层表面形成了料层自然保护层，可以有效隔离和抵御烟气中的氧对料层气氛的干扰和侵蚀。根据两相气氛观点，加大离析料的煤比及窑头的二次风量、逐渐形成了大风大煤的热工制度。 石箓铜矿的生产实践表明用离析法处理难选氧化铜矿是一个较好的方法，能得到较好的技术指标。但其能耗大、成本高，使其应用范围受到限制。 部分混合浮选流程 这种流程的特点是把可浮性相近的有用矿物选到混合精矿中．然后进行分离浮选。例如把易浮的硫化铜、铅矿物与较难浮的锌、硫矿物分别浮选得铜铅混合精矿和锌硫混合精矿，然后分别进行分选或者抑制锌、硫矿物．混合浮选铜、铅矿物，得出铜铅混合精矿．然后进行铜铅分选．并从混合浮选尾矿中回收锌（硫）矿物，分别得铜、铅、锌精矿产品（如果黄铁矿含量足够高，也得硫精矿）。 这种流程兼有优先浮选与混合浮选两种流程的优点．浮选分离的工艺条件易于控制，因此，这种流程在国内外的铜、铅、锌多金属硫化矿选矿实践中得到了广泛的应用。 1．铜铅混合浮选 由于铜铅可浮性相近而且易浮，所以在流程结构中．除了优先浮选外．总是将铜铅一同浮出得铜铅混合精矿。 铜铅混合浮选的捕收剂有乙基黄药、异丙基黄药，丁基黄药，戊基黄药、31号与242号等黑药、疏基苯并噻唑、硫醇、均二苯硫脲和硫逐氨基甲酸醋等以及这些药剂的混合使用。在铜铅混合浮选时．分批添加捕收剂是必要的。 通常，用乙黄药浮选方铅矿和黄铜矿．因乙黄药的选择性好，能除掉闪锌矿，且使铜铅混合精矿易于分离。但由于乙黄药的捕收能力相对较弱，使浮选尾矿中方铅矿的含量偏高并在锌浮选回路中上浮，这既影响锌精矿质量又造成铅的损失。若用碳链较长的黄药．如戊黄药，虽可使铅的回收率得到改善．但对浮选除去闪锌矿的选择性差，同时在铜铅分离时，不易解吸，因而难于得到满意的结果。此外．采用戊黄药会得到高度矿化与性脆的泡沫，难于从浮选槽中排出。业已证实，异丙基黄药是最经济的捕收剂，它可以使铅回收率达到97一99％，由于其对闪锌矿的捕收力弱．因此，在混合精矿分离时，可以得到良好的结果。 关于闪锌矿与黄铁矿的抑制剂有亚硫酸钠、硫化钠、氰化物、锌氰络合物以及二氧化硫等。亚硫酸钠与硫化钠联合使用抑制黄铁矿和闪锌矿的机理还不完全清楚但硫化钠对黄铁矿和闪锌矿的抑制作用可归之于沉淀除去矿浆中的活化离子（如Cu2、Pb2或Ag十）。另一方面，硫化钠还能改善表面被污染的黄铜矿的浮游活性．这些药剂联合使用对闪锌矿和黄铁矿的抑制效果与矿浆pH值、硫化钠用量及所用捕收剂类型密切相关。 国外在选别多金属硫化矿时．常混合使用捕收剂。例如芬兰维罕提选厂混合使用乙黄药与戊黄药；西德腊梅利思贝格选厂混合使用乙黄药与己黄药加拿大巴坎斯选厂混合用丁黄药与均二笨硫脲；美国弗捷拉尔和邦多尔选厂混合用异丙边基黄药和硫基苯并噻唑；瑞典波立登选厂混合用醇黑药与疏基苯并噻唑。 铜铅浮选回路中使用较广的起泡剂为甲酚，合成起泡剂Aerofroth及环己醇等。 锌矿物和黄铁矿的抑制剂一般使用氰化物（2一100克／吨）等。 最常使用的介质调整剂为苏打（100一300克/吨）。瑞典一些选厂对矿石中存在有浮游活性较低的闪锌矿和黄铁矿时，有时在作业中添加少量石灰，并在使用少量较弱的捕收剂条件下浮选铜和铅矿物。 罗马尼亚贝阿麦尔（Baia Mare）选厂使用硫酸锌和石灰抑制锌矿物和黄铁矿。秘鲁华扎勒（Huan zalas）选厂使用氰化物、硫酸锌、亚硫酸钠抑制锌矿物和黄铁矿。 苏联哲良诺夫选厂在铜铅浮选回路中使用环己醇，而在锌、黄铁矿回路中使用黑药（代替T一66起泡剂），使金属的总回收率提高2一3％，精矿质量也有所改善。氧化乙烯具有选择性捕收剂的性质，可作硫化铁、硫化铅及硫化铜矿物的良好捕收剂，它对闪锌矿没有捕收作用。硫化钠（800克／吨）与氧化乙烯（350～400克/吨）配合使用可以代替氰化物。苏联阿格达林选厂的工业试验表明．选别多金属硫化矿石时，使用以上药剂可使锌精矿品位提高20％，回收率提高16．1％。据报道．选别多金属硫化矿石时，氧化乙烯与黄药配合使用，可以提高黄铁矿、方铅矿及黄铜矿的浮游性，却不能改善闪锌矿的浮游性。又如，美国St..焦（St. Joe）矿公司所属维伯努 Viburnum和弗莱彻 Fletcher）选厂．该 厂所处理的铜铅锌矿石．主要的有用矿物为方铅矿、闪锌矿与黄铜矿，它们呈浸染状嵌布于白云质石灰岩中。矿石品位为3 -l0 Pb, 0.42-2.00 Zn及0.05-0.40 Cu。粗磨到50--55％-200目和6一8％48目（大部分有用矿物和脉石矿物已单体解离）。磨矿后用异丙基黄药，Z -200号与5一9个碳的醇起泡剂混合浮选方铅矿与黄铜矿。用硫酸锌抑制闪锌矿得铜铅混合粗精矿，经2一3次精选后用重铭酸钠、淀粉和SO2抑铅浮铜。铜铅混合浮选的尾矿，加CUS04搅拌活化闪锌矿．然后进行一次粗选与3一4次精选得最终锌精矿。黄铁矿与白铁矿用氰化钠抑制。 2.从铜铅混合浮选尾矿中回收闪锌矿与黄铁矿的两种方案 1混合浮选得锌黄铁矿混合精矿．然后再用石灰与硫酸铜浮锌得锌精矿与黄铁矿精矿。国外如日本的相内选厂及苏联的哲良诺斯克与别列佐夫斯克选厂等采用了这一方案．我国多数选厂亦采用了此方案。 2直接优先浮选闪锌矿与黄铁矿。如日本的小坂选厂、瑞典的波立登选厂．苏联的佐洛图申斯克与别洛乌索夫斯克选厂等均采用了这一方案。 采用优先浮选从铜铅混合浮选尾矿中回收闪锌矿时，通常是加石灰和硫酸铜（有时加氰化物）然后在消除石灰影响的条件下（如口通过矿浆浓缩．并在浮选前加水稀释矿浆．或用H2 SO4降低矿浆pH值．有时用碳酸钠（15400克/吨）活化，再从锌浮选尾矿中回收黄铁矿。 上述两种流程方案的选择．主要取决于闪锌矿和黄铁矿的浮游活性及其在矿石中的含量。关于闪锌矿的活化和硫化铁矿物的抑制问题据报道，CUCI2、CUCO3或二者的含氨水溶液可用来代替CUS04作为闪锌矿的活化剂．其优点是比CUS04便宜，并可与其他药剂配合使用，可溶性较高，用量低，可以减少介质调整剂的用量。又据报道．氨对硫化铁矿物具有选择性抑制作用。氨在水中产生OH离子．它能与捕收剂离子在硫化铁矿物表面竞相吸附，从而产生抑制作用．同时NH4离子又助长了这种作用。当硫化铁矿石中含有黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿、毒砂等时，用石灰不能抑制的，用氨则很易抑制，且可促进目的矿物浮游，因此在分选中具有明显效果。氨以水溶液形式添加，用量大致使pH达9以上。氨也与石灰、碳酸钠、氰化钠以及亚硫酸氢钠等配合使用。 根据美国S t．焦矿公司所属维伯努和弗莱切尔选厂的生产经验「13」．认为铜铅混合浮选回路中．闪锌矿抑制得好及可浮的方铅矿回收得好．是闪锌矿浮选得好的先决条件。铜铅浮选的尾矿加CuSO42.5一10公斤/吨搅拌5分钟以活化闪锌矿。 硫酸铜的用量要适当。如果用量过大，会使泡沫发脆，大量的锌会进入尾矿，除非加过量的起泡剂；如果硫酸铜的用量不足，就会产生矿化差，流动快的泡沫，锌尾矿中含锌高。铜铅混合浮选时所残余的黄药和Z一200号对于含0.4％zn的给料足以获得好的回收率，但对含锌较高的锌给料则需要补加捕收剂。在搅拌期间，特大量黄药的存在会使泡沫发脆，增加尾矿中锌的损失。把黄药加到粗选给矿箱有利增加锌的回收率。 在闪锌矿精选时，按3克／吨的比率加入氰化钠以抑制硫化铁矿物。生产实践表明，要得到高的锌回收率．实际上必须加入氰化物。 最终锌精选加入相当量的稀释水会大大地改善锌精矿品位．特别是有助排除白云石质脉石。 （四）等可浮流程 这流程的特点是将可浮性相近的各种矿物选到一种混合精矿中．然后进行分选。例如．方铅矿、硫化铜和闪锌矿有易浮的和难浮的两种．在第一阶段浮选过程中可以把易浮的硫化铜、铅与锌矿物首先浮出．然后进行分离再把较难浮的铜、铅矿物与可浮性相近的锌矿物浮出，然后再行分离。在第二阶段则浮出较难浮的锌矿物（矿石中如果硫化铁矿物的含量高，则把黄铁矿选到锌精矿中，然后进行锌和黄铁矿的分离）。 这种流程因可免去对易浮锌矿物的活化和随后分离时的强抑制．可免去对难浮锌矿物的抑制和随后浮选时的强活化，同时按有用矿的浮游难易程度在不同的工艺条件下进行浮选．所以可以节省药剂用量，浮选指标往往也可以得到改善这种流程的缺点是浮选作业线较长．工艺过程的操作控制也较复杂。 在生产实践中多金属硫化矿石浮选流程的选择与被选矿石的物质组成与结构特征．生产规模，经济因素及地区条件等有关。 下面就矿石的物质组成及其分离进行一些简要的分析 铜在铅精矿中通常并不认为是有害杂质．但铅精矿含铜量是有规定的，因为铜的存在降低了铅精矿质量．降低了铅在冶炼中的回收率，并使冶炼操作过程复杂化、费用增大。因此，铅与铜矿物的分选具有重要的意义。 业已证明，分选铜与锌通常比从混合精矿中分选出铜与铅更复杂。少量铜存在于锌精矿中比存在于铅精矿中更难处理。 应指出的是，进入铅精矿中的并不总是铜矿物，在采用氰化物与硫酸锌直接优先浮选多金属硫化矿石的情况下，当矿石中存在有浮游活性高的闪锌矿（如被铜离子活化的）时，也易进入铅精矿中，只有在氰化物用量较高的条件下才能良好地分选，得到较高质量的铅精矿。 在造成抑制黄铜矿的条件下，大部分黄铜矿可以进入铅浮选的尾矿中，因此．矿石中所含的铜只有一小部分集中在铅精矿中。如果矿石中的铜矿物为辉铜矿、为了抑制它就要比抑制黄铜矿需要多得多的氰化物（对矿石中含有闪锌矿的铜矿物．用氰化物作抑制剂时．其用量应减少．以便造成使大部分铜矿物选入铅精矿的条件，然后再行分离）。 如果采用亚硫酸盐或连二亚硫酸盐（Me2 S2O4）作闪锌矿的抑制剂直接优先浮选铅锌矿石时，则黄铜矿较辉铜矿更易进入铅精矿。因为这时辉铜矿已大部分被连二亚硫酸盐所抑制．因此．并不大量的进入铅精矿中。 三、铜铅混合精矿的分离浮选 浮选铜铅锌多金属硫化矿石时．因铜与铅矿物的可浮性相近．所以无论采用全混合或部分混合浮选流程，通常总是把铜与铅矿物选为铜铅混合精矿。因此．在多金属硫化矿浮选中，除了优先浮选流程外．都有一个铜铅分离的问题．这也是选别这类矿石的关键性问题。 对于某些性质极为复杂的矿石．由于钢铅矿物可浮性很相近．铜铅混合精矿的分选往往很困难．或分选不好，即所得的铜和铅精矿中，铜与铅互相混杂，从而使它们的回收率大大降低。在这种情况下，也可把铜铅混合精矿作为半成品送冶炼厂处理。近年来．对于性质极为复杂的多金属硫化矿石．都倾向于采用选一冶联合流程。例如．甘肃一铜矿选厂将选出的铜铅混合精矿直接送冶炼厂处理。 铜铅混合精矿的分离浮选，一般是首先进行脱药．然后再行分选。下面先介绍混合精矿的脱药，然后着重讨论铜铅混合精矿的分离方法。 （一）铜铅混合精矿的脱药 由于在铜铅混合精矿中存在着大量的过剩浮选药剂．对分选效果往往产生不良影响；所以在混合精矿分选之前．必须首先脱除矿浆和矿物表面吸附的药剂。常见的脱药方法可归纳为如下三类 1．机械脱药法包括浓缩、过滤、洗涤、擦洗、搅拌、再磨、超声波处理以及多次精选等方式。这些方法操作简便．但脱药不彻底，效果较差。混合精矿再磨的主要作用是使连生体单体解离，在精选中能提高精矿品位．但也能使一部分吸附于矿物表面的药剂脱除下来采用浓密机或水力旋流器只能除去矿浆中的过剩药剂。搅拌是在高浓度矿浆条件下．在搅拌槽中进行的．依赖矿粒间的相互摩擦以脱除矿物表面的药剂．此法不适于易泥化的矿物。混合精矿进行浓缩过滤．并在过滤机上喷水洗涤．这是一种较彻底的机械脱药方法。 2，化学及物理化学脱药法这些方法包括用硫化钠、活性炭解吸以及其他化学药剂脱药。 硫化钠能解吸矿物表面吸附的捕收剂膜．脱药比较彻底，但硫化钠用量大，且脱药后要经浓缩过滤以除去过剩的硫化钠，因而需要大量的脱药设备，使这种方法在实用上受到一定的限制。利用活性炭的巨大吸附性能，以除去矿物表面及矿浆中的过剩药剂．这种脱药方法虽不如硫化钠法彻底，但使用方便，因而应用较广。 3．特殊脱药法 包括加温、培烧及蒸吹等。这些方法较复杂，成本高，只在某些特殊清况下才应用。 以上三类方法．在生产实践中常用的是浓缩、过滤、再磨矿以及活性炭脱药等．联合应用以上几种方法时．效果会更好些。 （二）铜铅混合精矿的分离浮选法 在铜铅混合精矿中．铅矿物比较简单，主要是方铅矿．但铜矿物种类多．可浮性又不相同．因此．铜铅分离工艺往往比较复杂．影响因素也较多。研究过的分离方法不少．主要有抑铅浮铜；抑铜浮铅以及这两类方法的联合应用。 1． 抑铅浮铜法 研究过的抑铅方法很多，在实践中使用的主要有如下几种 （1）重铬酸盐法 重铬酸钾（钠）是方铅矿的有效抑制剂，它们对铜矿物的浮选没有影响，因此常用它们来分选铜铅混合精矿。重铭酸盐法的特点是用量较少。如果铜矿物是原生硫化铜矿物〔如黄铜矿），则铅与铜矿物能获得较好的分选。如果矿石中的铜矿物是次生硫化铜（如辉铜矿）．或除了原生硫化铜外，存在有相当量的次生硫化铜时，则铜铅分离的效果就比较差。这是由于有次生硫化铜或易受氧化的铜矿物存在时，会有相当量的铜离子进入矿浆中，这些铜离子吸附在方铅矿表面，从而使方铅矿难于抑制。应指出的是，用重铭酸盐分选硫化铜铅混合精矿时，在适当的药剂条件下，矿浆的搅拌时间非常重要，应严格加以控制，因搅拌时间过长，硫化铜矿物的晶格也将受到破坏而不浮。因此，最佳的搅拌时间应该是使方铅矿的表面充分氧化，而硫 化铜矿物的表面刚开始氧化时，就立即进行浮选。这样，铜铅矿的分离就比较好。总之，掌握最佳的搅拌时间是重铬酸盐法有效分离铜铅混合精矿的关键之一。搅拌时间可通过试验来确定，一般为0.51小时左右。 重铬酸盐对黄药的影响也应注意，当重铬酸盐的浓度很高，介质呈酸性或中性时，铬酸盐对黄药表现出氧化作用当介质呈碱性（pH≥7．5）时，黄药不受铬酸盐的影响。重铬酸盐法通常是在当铜铅混合精矿中，铅多铜少，杂质含量低，即分离后的尾矿能作为合格铅精矿的情况下才采用。当铜铅混合精矿中含有不易被氰化物抑制的辉铜矿和铜蓝，铅矿物表面又受到污染易被氰化物抑制时．采用重铬酸盐法是较为有利的。重铬酸盐的用量一般为1～1．25公斤／吨。 据报道，重铬酸钠和水玻璃按重量11配制成的混合物是铜铅混合精矿分选极有效的抑制剂。D ．M．威斯劳泽尔D．M．wyslouzil）等（加拿大）对采自美国、澳大利亚及加拿大的三类铜铅锌块状硫化矿石进行实验室和半工业试验时，发现第一种矿石的成分变化较大．第二种矿石含有预先被活化的锌矿物，第三种矿石含有高度可浮的碳质磁黄铁矿。为此制定了一种灵活的流程以适应这些变化。通过试验，成功地制定了处理这些矿石的合理方法，即抑制黄铁矿和锌矿物进行铜铅混合浮选．接着选出锌矿物。 铜铅混合精矿的分选，试验时曾采用过氰化物法，在低pH条件下热处理，二氧化硫以及重铬酸盐法等．由于混合精矿不但品位低，而且还含有次生铜矿物，或者含可浮性好的黄铁矿、铅与锌矿物所以上述诸法均不奏效。而采用重铬酸钠和硅酸钠配制的混合物则能有效地分选低品位的铜铅混合精矿（经过空白精选），采用此法时，硅酸钠的模数和药剂配制的方法颇为重要，药剂的用量和搅拌时间均由试验决定。 用重铬酸钠与硅酸钠的混合物（按重量11）作抑制剂分选铜铅混合精矿结果 由于铜铅分选尾矿只含14--21％Pb,因而需要提高品位，为此．矿浆中加石灰使pH调整到11.5,并浓缩除去过剩的抑制剂。浓缩后的矿浆用新鲜水调到25％固体浓度．在有氰化物存在的条件下．加捕收剂A343浮选．经加强空白精选（两次），获得品位为40--50Pb，回收率为55一60％的铅精矿。 必须指出的是，用重铬酸盐抑制过的方铅矿虽可用硫酸亚铁、盐酸及亚硫酸钠等还原剂使之活化，但一般来说，活化是较难的，所以铜铅混合浮选时．应进行空白精选．以除去夹杂的大量脉石．否则会降低铅精矿的质量。 2亚硫酸类及其与其他药剂的组合法 l）硫代硫酸钠一硫酸亚铁法 此法系首先用硫化钠与活性炭对混合精矿进行脱药，然后用硫代硫酸钠与硫酸亚铁在弱酸性矿浆中（加硫酸）抑铅浮铜。这类药剂对矿物表面的作用机理．可能是硫代硫酸钠与硫酸反应析出二氧化硫．对方铅矿产生抑制作用。硫酸亚铁通常是硫化矿物的抑制剂．但在实践中，它是黄铜矿的乱化剂。根据山东一个铅锌矿的生产实践发现，加入硫酸亚铁后．出现黄铜矿大量上浮，这可能是由于在弱酸性矿浆中．存在空气的条件下，Feso4氧化成Fe2（SO4）3．而Fe2（SO4）3可以除去硫化铜矿物表面的氧化膜．使它恢复新鲜的矿物表面，从而活化硫化铜矿物；另一方面，高价铁的存在可以使矿物表面吸附的黄原酸离子氧化为双黄药，强化了硫化铜矿物表面的疏水性，从而提高其可浮性。此外，硫酸有清洗矿物表面的作用．使黄铜矿活化，方铅矿表面生成亲水性的硫酸铅薄膜而受到抑抓。 此法也可使用亚硫酸钠与硫酸亚铁来代替，如苏联列宁诺哥尔斯克选厂，就用这些药剂抑铅浮铜。 2）亚硫酸法 二氧化硫是一种良好的抑制剂，它在一定条件下能抑制闪锌矿、黄铁矿．对铜矿物有活化作用，对受轻微氧化的硫化矿物有较好的分选性能。 据研究，亚硫酸盐对于已被铜离子活化的闪锌矿的抑制作用．并不是从闪锌矿表面排除硫化铜薄膜及黄原酸盐．而是在闪锌矿表面上沉积了亲水性的亚硫酸锌所引起的。亚硫酸盐对方铅矿、黄铁矿的抑制作用可以解释为相应金属的亲水性亚硫酸盐在矿物表面上沉积的结果。 加拿大布伦兹威克12号选矿厂，在处理铜铅锌矿石（其中80-85％为硫化矿）时．使用二氧化硫降低pH值，并采用蒸汽加温法，从铅锌铜银混合精矿中反浮选黄铁矿．改善了分选效果．使铅锌精矿品位提高8％。 西德腊梅利思贝格钥铅锌选矿厂，采用铜铅中矿细磨．加二氧化硫和重铬酸钾等措施．使铜回收率由原来的60-65％提高到85％．铅精矿品位由原来的37％提高到40％。 加拿大斯特金湖铜铅锌选矿厂，在铜铅混合浮选回路中．粗选用三乙氧基丁烷TEB）、异丙基钠黄药R-343及铁甲酚黑药R-242．扫选加戊基甲黄药。用亚硫酸钠、碳酸钠和二氧化硫作闪锌矿的抑制剂。锌浮选回路中加石灰乳调整pH值，活化剂为硫酸铜，捕收剂为异丙基钠黄药，扫选加戊基钾黄药。在铜铅混合精矿分离前．加二氧化硫使pH调整到7.并加重铬酸钠抑制铅。加均二苯硫脲 R一3501作为铜矿物的捕收剂，再加二氧化硫把pH调整到6 ．5，取得了良好的结果。 3亚硫酸一淀粉法 此法是先通入二氧化硫，使矿浆pH 调整为4.然后加石灰将pH调到6．再加淀粉．抑铅浮铜（闪锌矿也被抑制）。这方法在加拿大布伦兹威克选矿厂得到了应用（用二氧化硫295克/吨和淀粉90克/吨）。日本的花轮选矿厂也采用了此法。 4）淀粉一SO2一重铬酸钾法 这种方法在美国S t．焦矿公司所属维伯努和弗莱切尔选厂应用。混合精矿中的铅铜比为301～501（极端情况下为101～1001）。其做法是加苛性淀粉（约250～500克/吨混精）和S02（1 ．25～2 ．45公斤／吨混精），搅拌3～5分钟．抑制方铅矿浮出黄铜矿。加重铬酸钾250克/吨混精，预先搅拌5～10分钟．使铜精矿中含铅下降l～2％。铜的粗选和精选由于采用较强的搅拌，改善了矿泥覆盖和铅的抑制．使铅精矿中含铜降到0 ．4％．而铜的回收率提高了10一15％。五次精选的最后一次加入少量重铬酸钾，这有助于抑制仍上浮的方铅矿。 加二氧化硫使PH达到4 ．5～5．0。二氧化硫也可以用来控制分选回路。S02用量增大．分选速度减慢。S 02不仅有助于铅矿物的抑制，而且对铜矿物的良好浮选也是必不可少的．因S02可以除去黄铜矿表面的污染膜．从而提高它的可浮性。这样改善的可浮性，特别是对较粗矿粒的浮选，可以使泡沫的速度减小。淀粉是普通的抑制剂，如果SO2的用量不足，它会抑制铜矿物。在一定的PH范围内，增大淀粉用量．会使泡沫结构从适度稳定和矿化好的泡沫，变成脆而矿化差的泡沫。 影响钢铅混合精矿分选最重要的因素之一是黄药的用量。黄药用量适当，分选效果好，反之．分选效果不佳。黄药用量大．因铅矿物难于抑制，必须加大淀粉用量，从而使较多的铅矿物受到抑制的同时，铜矿物也不同程度受到抑制，因此，过量的黄药及淀粉会造成铜精矿中含较多的铅．而铅精矿中又含较多的铜。 5）硫酸一亚硫酸一淀粉法 这方法在日本中龙选厂使用。该厂在PH为6．8的条件下．用硫酸2公斤／吨，亚硫酸100克/吨，淀粉10克/吨抑铅锌浮铜。用此法分选．铅作业回收率可达97 ．9％。 6）亚硫酸盐一硫酸锌法 这方法在辽宁另一铅锌矿选厂用于铜铅混合精矿的分选及铅精矿脱锌。在铜铅混合精矿分选时，采用Na2So3znso425的比例．总用量为280克/吨．在PH为7，矿浆浓度为20％固体的条件下抑铅浮铜，经一次粗选，三次精选及二次扫选．精选时加重铬酸钾5一10克/吨。 7）石灰一硫化钠一亚硫酸法 此法在江苏一个铜矿选厂用于抑铅浮铜。 3）其他方法 1羧甲基纤维素（CMC）一水玻璃法（简称水玻璃合剂）广西河三佛子冲铅锌矿．对铜铅混合精矿的分选曾采用CMC代替重铬酸盐抑铅浮铜，并取得了较好的效果。在这基础上，该厂又进行了水玻璃与CMC的混合剂（按重量1001及焦磷酸钠与CMC的混合剂（按重量101）来抑铅浮铜的工业性试验，两者均取得了比单用水玻璃或单用CMC更好的效果。 据报道．水玻璃与CMC均作为方铅矿的抑制剂应用于铜铅混合精矿的分离浮选。实践表明，CMC对方铅矿有较好的抑制作用，但对铜矿物的浮游性也有较大的影响．不利于铜回收率的提高；水玻瑞对方铅矿的抑制作用稍弱，但对铜矿物浮游性的影响较小，铜回收率较高。根据这两种药剂的特性，混合使用作为方铅矿的抑制剂，进行了铜铅混合精矿分选的工业试验，并已用于生产。实践表明，水玻璃合剂对方铅矿的抑制作用强，铜铅分离效果好，工艺简单，易于操作，指标稳定，适应性强，效果良好。 2单一石灰高pH法 浙江一多金属硫化矿．曾试验用过重铬酸盐法与氰化物法分离铜铅混合精矿．结果均未获得合格精矿，改用单一石灰法后，在pH 为11，矿浆浓度为10％固体条件下进行分离，获得含铜19.63％．铅3.76％，锌7.59％，硫32.43％的铜精矿。由于原矿中方铅矿已氧化．所以较难浮选。 3加温浮选法 此法在日本小坂内之岱选厂用于铜铅混合精矿（铜铅混合浮选用208号黑药，并用SO2抑制锌硫矿物）的分选，抑铅浮铜。这种方法是先用蒸汽把铜铅混合精矿加温到60℃左右．在酸性和中性矿浆中，黄铜矿的可浮性提高（辉铜矿与铜蓝有受抑制的倾向，但无明显影响），而方铅矿被抑制。分选时不必用其他药剂，所得铜精矿品位较高，含铅锌低。这方法由于不需加入药剂．所以其突出的优点是可以减少对环境的污染。加温分选的机理可能是由于矿浆加温使各种矿物表面上的捕收剂受到选择性地解吸所致。 4）充气氧化法 据报道，铜铅混合精矿分选时，在pH＜3的条件下，对混合精矿进行充气氧化，不加任何捕收剂，仅加适量起泡剂的条件下就可浮出黄铜矿。据说，充气氧化结果，黄铜矿表面析出游离硫，而方铅矿表面则产生铅的硫酸盐及碳酸盐，即黄铜矿具有硫水性，而方铅矿则丧失原有的可浮性。但黄铜矿溶出的铜离子会活化方铅矿，因此．可使用硫化钠作为方铅矿的去活剂。所用氧化剂，盐酸比硫酸更好。 2．抑铜浮铅法 （1）氰化物法 氰化物是黄铁矿、闪锌矿及黄铜矿等的有效抑制剂，对方铅矿则几乎不产生抑制作用。所以氰化物法是抑铜浮铅的主要方法，分选效果较好。用此法选出的铅精矿中，夹杂的铜、锌和黄铁矿较少，精矿质量和回收率较高。 氰化物对铜矿物的抑制作用机理，主要是它能溶解铜矿物表面所形成的黄原酸盐薄膜，从而使它的表面亲水。并能与矿浆中的铜离子相互作用，生成稳定的络离子。 如果矿石中有次生硫化铜矿物存在，则氰化物的抑制效果较差．这时就要与硫酸锌配合使用（具有7个结晶水的硫酸锌常以三份对一份氰化物的用量计算配合使用），这时生成亲水性的Zn（CN）2胶体或它们的络合物K2zn（CN）4，它们的抑制效果比二者单独使用时都更为有效。 氰化物有毒，且会溶解矿石中的金、银及次生硫化铜矿物，因此．氰化物法不适于处理含金银的矿石。 采用氰化物法分离浮选铜铅混合精矿效果较好。例如．有的选厂采用重铬酸盐法，有时不易得到合格的铜精矿与铅精矿，但用氰化物法，铜铅混合精矿可以很好地分离。 （2） 氧化锌一氰化钠法 把氧化锌与氰化钠按重量12的比例配合，反应后生成可溶性的氧化锌络合物，然后再加硫酸铁混合使用，就能有效地抑制斑铜矿和砷黝铜矿，但对辉铜矿没有抑制作用。 3.抑铜浮铅一抑铅浮铜法 有的矿石性质复杂，它们的混合精矿在单独使用氰化物或重铬酸盐类时．均不能得到良好的效果，这时可交替使用氰化物与重铬酸盐．即对铜铅混合精矿首先在脱药后．加氰化物进行搅拌．然后浮选铅矿物，难浮的方铅矿和硫化铜矿物残留在浮选槽中。浮铅的尾矿加入重铬酸盐进行搅拌，然后浮选硫化铜矿物得铜精矿，尾矿为铅精矿．与先前所得的铅精矿合并为最终铅精矿。根据矿石具体性质也可以采用相反的顺序。 此法可得到较好的铜铅分选指标，但工艺条件复杂，作业线长，分选费用高 多金属硫化矿的无氰浮选有哪些方法 所谓无氰浮选就是多金属硫化矿分离浮选时不用氰化物作抑制剂。如前所述，氰化物（氰化钾与氰化钠）是剧毒药剂，用作闪锌矿及黄铁矿的抑制剂，结果使尾矿水中含氰化物，造成环境严重污染。一般都要对尾矿水及废水进行净化处理，比如添加漂白粉。从经济上来说，氰化物价格较贵。另外，氰化物会溶解金、银等贵金属。所以，对含金、银等贵金属的矿石使用氰化物时，不利于综合回收。因此，目前国内外普遍强调少用或不用氰化物。 目前国内在多金属硫化矿的浮选中，为寻找氰化物的代用品，实现无氰浮选工艺，或尽量降低氰化物的用量做了不少试验研究工作，取得了一定的成绩，有些浮选厂已经实现了无氰浮选工艺。 大多数的试验研究是用亚硫酸（H2SO3）、二氧化硫SO2、亚硫酸钠及硫代硫酸钠代替氰化物，用以抑制闪锌矿及硫化铁。这类药剂毒性小，对金、银等贵金属无溶解作用，而且被它们抑制过的闪锌矿容易活化，对铜矿物的抑制作用较弱，甚至有活化作用，有利于铜一锌分离。其主要缺点是抑制作用没有氰化物强药剂作用容易消失，其用最与使用条件较难控制。 此外，还有下列方法可以代替氛化物。 （1）ZnSO4＋Na2CO3（或硫化钠）抑制闪锌矿、黄铁矿，常用于铅一锌分离时，抑锌浮铅。 （2）P2S5＋NaOH（又叫诺克斯法NoKes），在pH 811的条件下，用于钼与硫化矿的分离浮选，抑制铜、铅、锌、铁的硫化物。 （3）锰酸钾（K2MnO4）和高锰酸钾（KMnO4）在pH7.59的条件下，能选择性地抑制黄铁矿。