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    含錫多金屬硫化礦選礦實驗范文

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    含錫多金屬硫化礦選礦實驗

    《過程工程學報》2015年第六期

    摘要:

    對云南某含錫多金屬硫化礦進行了工藝礦物學和選礦實驗研究.結果表明,礦石中鉛鋅品位低,鉛、鋅礦物相互交代、包裹,嵌布粒度不均勻,采用優先浮鉛、再選鋅的原則流程,利用鉛礦物與鋅、硫礦物間可浮性差異較大的特點,采用石灰、亞硫酸鈉和硫酸鋅抑制鋅、硫,以乙基黃藥為鉛捕收劑優先浮選鉛礦物,選鉛尾礦用硫酸銅作活化劑活化閃鋅礦選鋅;錫礦物與黃鐵礦、磁黃鐵礦等礦物共生關系復雜,且嵌布粒度較細,選鋅尾礦經脫硫浮選后采用重磁聯合流程回收錫礦物.通過閉路實驗,得到含鉛40.92%、銀1610.53g/t、鉛回收率81.25%、銀回收率77.03%的鉛精礦,鋅精礦含鋅43.23%、回收率為85.92%,硫精礦含硫42.57%,作業回收率為87.65%,錫精礦含錫42.38%,作業回收率為59.29%.

    關鍵詞:

    多金屬硫化礦;礦物學;優先浮選;重磁聯合流程;鉛;鋅

    1前言

    錫石多金屬硫化物礦床是我國錫礦床的特征類型,分布十分廣泛,儲量約占全國原生礦床的3/4,幾乎在所有成礦帶中均存在.該類礦床的礦石成分復雜,礦石中含大量硫化物為其特征,主要有黃鐵礦、方鉛礦、閃鋅礦、磁黃鐵礦、黃銅礦及一些銀、銻、鉛的復雜化合物.含錫礦物除錫石外,還有黝錫礦及輝銻錫鉛礦等,且錫石常以微細粒分布在礦石中.其選礦流程復雜,回收率低[13].開采和利用錫石多金屬硫化礦成為當前研究的重要課題.含鉛鋅多金屬硫化礦的選別以浮選法為主[4,5].鉛鋅具有共同的成礦物質來源和相似的地球化學行為,有類似的外層電子結構,都具有強烈的親硫性,并形成相同的易溶絡合物,因此,鉛鋅在自然界中特別是在原生礦床中嵌布關系較為密切,常常共生,浮選鉛過程中,部分鋅礦物隨著泡沫產品混雜到鉛精礦中,降低了精礦品質,同時導致鋅回收率降低[4,6].我國錫礦石常伴生有其他組分,結構復雜,目的礦物性質不盡相同,單獨采用傳統的重選法及浮選法都難以將礦石中的各有用組分綜合回收利用[79].本實驗采用亞硫酸鈉和硫酸鋅作組合抑制劑,預先抑制可浮性較好的鋅礦物,減少了鋅礦物對鉛浮選的影響,提高了鉛精礦品位,同時也提高了鋅浮選回路中鋅的入選品位.鋅浮選以乙硫氮作鋅礦物的捕收劑,由于其對黃鐵礦及脈石礦物的捕收能力較弱,因而具有良好的選擇性,在回收率與其他藥劑相近的情況下,可獲得較高品位的鋅精礦.礦石中錫礦物結晶粒度細、分布廣、錫石與黃鐵礦及脈石間的共生關系復雜.本研究對選鋅尾礦再磨后用浮選脫硫、再用搖床選出錫精礦、磁選除去磁性礦物,提高了錫精礦的品位和回收率.

    2實驗

    2.1材料與試劑

    2.1.1實驗礦樣礦樣采自云南南部某地,能代表礦區礦石的基本性質.多元素分析、物相分析和XRD分析結果見表1,2和圖1.從表1可看出,礦石中的有價元素主要為鋅、鉛、錫、銀,其中伴生的貴金屬銀可隨鉛精礦綜合回收,有害元素主要為砷,含量較低,在選別過程中可不予考慮.脈石礦物以石英及含鈣、鋁、鎂的硅酸鹽為主.表2表明,礦石中的鋅氧化率很低(5.72%),鋅主要以獨立礦物形式賦存于閃鋅礦及鐵閃鋅礦中.礦石中鉛的氧化率為14.85%,硫化鉛中鉛的含量占總鉛的83.58%,是選礦回收的主要目的礦物.錫主要是以酸不溶錫(錫石)形式賦存,占錫金屬率的89.75%,這部分錫是可供選礦回收的最大理論回收率;還有10.25%的錫以酸溶錫形式賦存,這部分錫在目前選礦工藝中難以回收,是影響錫回收率提高的重要因素.圖1顯示,礦石中金屬礦物主要為黃鐵礦、方鉛礦、閃鋅礦、鐵閃鋅礦、錫石及少量黃銅礦.脈石礦物主要為方解石、白云母、白云石、綠泥石及密陀僧等.銀僅有少部分賦存于獨立礦物硫銻銅銀礦中,大部分以分散形式存在于硫化礦物中.錫石粒度最大為0.7mm,以0.0150.06mm為主,最小為0.002mm,主要呈細粒狀、微細粒狀形式嵌布于黃鐵礦、石英、方解石、白云母、絹云母中或磁黃鐵礦、鐵閃鋅礦、閃鋅礦、硫銻鉛礦、毒砂、石英、方解石晶粒間.因此,回收錫時需注意錫礦物與其他礦物間的解離問題.需選擇合適的磨礦細度.

    2.1.2試劑石灰(天津藥劑三廠),硫酸鋅(天津藥劑三廠),亞硫酸鈉(天津藥劑三廠),乙硫氮[(C2H5)NCSSNa3H2O,湖南株洲華宏化工廠],乙基黃藥(C2H5OCSSNa,淄博華創化工有限公司),丁基黃藥(C4H6OCSSNa,青島澳通國際有限公司),硫酸銅(天津藥劑三廠),25#黑藥(C14H15O2PS2,株洲選礦藥劑廠),2#油(C10H17OH,湖南株洲華宏化工廠),濃硫酸(天津市大茂化學試劑廠),丁胺黑藥[主要成分為(C4H9O)2PSSNH4,株洲選礦藥劑廠].

    2.2實驗設備與分析儀器XMQ-24090錐形球磨機(吉林省探礦機械廠),XFD型單槽浮選機(吉林省探礦機械廠),XTLZ型真空過濾機(西昌一零二廠),101-3型電熱鼓風干燥箱(南京實驗儀器廠),HC.TP11B.10型托盤醫藥天平(北京醫用天平廠),標準套篩(浙江上虞砂篩廠),6s型搖床(石城縣綠洲選礦設備制造廠),XCGS型50磁選管(南昌市力源礦冶設備有限公司),D/max-2200X射線衍射儀(日本理學公司).

    2.3實驗方法最大粒度50mm的礦樣經顎式破碎機開路破碎至6mm以下,再用對輥機閉路破碎至小于2mm,用移錐法混勻后,用四分法縮分出化驗樣、實驗樣和備樣.每次稱取500g樣品、量取250mL水加入錐形球磨機磨礦.浮選實驗采用1.5LXFD(粗、掃選)和0.5LXFD(精選)型單槽浮選機,將礦樣及適量水倒入浮選槽內,依次加入pH調整劑、抑制劑(活化劑)、捕收劑、起泡劑,加入抑制劑(活化劑)后攪拌3min,加入捕收劑及起泡劑后均攪拌1min,再充氣刮泡,進行浮選條件實驗.將浮選產品過濾、烘干、稱重,縮分制樣后送檢,確定磨礦細度及藥劑用量.進行鉛浮選一粗一掃兩精、鋅浮選一粗一掃一精、中礦順序返回的鉛鋅回路閉路實驗.對浮鋅尾礦按兩次粗選的流程進行脫硫浮選實驗,以確定再磨細度及藥劑用量.脫硫浮選尾礦給入搖床,分選后得錫精礦、錫中礦、尾礦.錫精礦進入XCGS型50磁選管確定實驗場強,非磁性產品為錫精礦,磁選尾礦返回搖床重選.原礦多元素分析、鉛鋅錫的物相組成、實驗產品的品位均采用化學滴定法測定.元素i在各產品中的回收率用下式計算。

    3結果與討論

    礦物中鉛和鋅主要以硫化物形式存在,錫主要以錫石形式存在.方鉛礦、閃鋅礦在不同浮選條件下可浮性存在一定差異,方鉛礦受到抑制后較難活化,抑制方鉛礦的藥劑對環境的危害程度較抑制閃鋅礦的藥劑更大.結合現場實際情況及各礦物間性質的差異,采取先浮鉛再浮鋅的優先浮選方案.磨礦后表面新鮮的黃鐵礦得到有效抑制.若采用混合浮選或等可浮流程,鋅礦物和黃鐵礦表面均吸附捕收劑,分離浮選時除去礦物表面的捕收劑更困難.綜上所述,本實驗采用鉛、鋅、硫優先浮選、尾礦選錫的工藝流程.

    3.1磨礦細度對鉛、鋅浮選的影響通過改變磨礦時間控制磨礦細度,磨礦產品經鉛粗選鉛掃選后得到鉛精礦,選鉛尾礦經鋅粗選鋅掃選得到鋅精礦.鉛粗選藥劑為(g/t):石灰6000,硫酸鋅2000,亞硫酸鈉2000,乙基黃藥100,2#油40;鉛掃選藥劑除不加石灰外,其余與鉛粗選相同,但用量減半.鋅粗選藥劑為(g/t):硫酸銅500,乙硫氮100,丁基黃藥100,2#油20;鋅掃選藥劑除2#油用量與鋅粗選相同外,其余比鋅粗選用量減半.鉛粗選和鉛掃選精礦合并為鉛精礦,鋅粗選和鋅掃選精礦合并為鋅精礦.磨礦細度對浮選的影響見圖2.由圖可知,隨磨礦細度增加,鉛精礦和鋅精礦回收率逐漸升高,當粒度0.074mm顆粒占70%時,鉛精礦及鋅精礦回收率較低.這是因為顆粒較粗時,有用礦物與脈石礦物單體解離不夠,捕收劑不能有效地作用于有用礦物表面,降低了有用礦物被氣泡浮載的機率,導致回收率較低;隨磨礦細度增加,與脈石礦物連生的有用礦物的單體解離度逐漸升高,藥劑作用更充分,精礦回收率漸漸升高;當磨礦細度達0.074mm顆粒占75%時,鉛精礦及鋅精礦回收率隨磨礦細度升高增加幅度較小,表明有用礦物已基本單體解離,繼續提高磨礦細度,對浮選回收率的提高影響很小.綜合考慮選礦成本及后續選礦流程,確定磨礦細度為0.074mm顆粒占75%(0.037mm顆粒占43%).

    3.2石灰用量高堿體系中黃鐵礦表面發生反應(1),生成親水性的Fe(OH)3和SO42,降低了黃鐵礦的可浮性.石灰體系中(CaO6mmol/L)黃鐵礦的XRS分析中的Ca擴展譜[Ca(2P)](見圖3)表明,黃鐵礦表面會吸附CaSO4和Ca(OH)2等親水性物質,進一步抑制黃鐵礦浮選[10,11].Li等[12]通過計算黃鐵礦(100)面電子結構及表面能級分布密度得出在石灰體系中,黃鐵礦表面由于吸附OH和Ca(OH)+而使浮選行為惡化,降低其可浮性.為了延長石灰的作用時間,直接將石灰加入錐形球磨機中.石灰用量對鉛精礦及鋅精礦品位和回收率的影響見圖4.由圖可看出,隨石灰用量增大,鉛精礦及鋅精礦的品位逐漸升高,表明增加石灰用量可加強對黃鐵礦的抑制.精礦回收率逐漸增加,表明此時礦漿的pH值有利于捕收劑對鉛礦物及鋅礦物的捕收.石灰用量為8000g/t時,鉛精礦及鋅精礦的回收率最大,且品位較高,繼續增加其用量,鉛精礦及鋅精礦回收率降低,這可能是石灰在抑制黃鐵礦的過程中,部分與黃鐵礦連生在一起的鉛礦物、鋅礦物也被抑制.因此,確定石灰用量為8000g/t.

    3.3鉛粗選條件實驗

    3.3.1抑制劑種類ZnSO4和Na2SO3是閃鋅礦的有效抑制劑.Cao等[13]認為ZnSO4在抑制閃鋅礦時,理論上是Zn(OH)2和Zn(OH)+發揮了作用.一方面Zn(OH)2和Zn(OH)+吸附在閃鋅礦表面,使其親水;另一方面,Zn(OH)2和Zn(OH)+使細粒閃鋅礦團聚,減少了進入泡沫精礦中的細粒.Shen等[14]認為Na2SO3對閃鋅礦的抑制作用為:(1)可在閃鋅礦表面生成ZnSO3親水層;(2)消耗礦漿中的Cu2+等活化離子;(3)促進氧化反應,使黃藥分解;(4)調節氧化還原電位,阻礙捕收劑在閃鋅礦表面的吸附.田松鶴[15]則認為ZnSO4與Na2SO3組合使用對閃鋅礦的抑制效果最佳,二者混合可形成水溶性的絡合物吸附在閃鋅礦表面,使其親水而受到抑制,還能與Cu2+作用生成絡合物而消除Cu2+對閃鋅礦的活化作用.浮選藥劑組合使用效果大于其單獨使用的效果之和[16].抑制劑種類對鉛精礦品位及回收率的影響見圖5,用量固定4000g/t,鉛精礦為鉛粗選的精礦,硫酸鋅與亞硫酸鈉(1:1)組合使用,鉛精礦品位較單獨用藥高近2%,而回收率變化不大.這可能是因為二者混合形成水溶性的鋅酸鹽絡合物陰離子,與閃鋅礦有相同的電子排布和幾何結構,只吸附于閃鋅礦表面,使閃鋅礦的可浮性降低,不易被捕收劑浮起,導致精礦品位提高.

    3.3.2捕收劑種類黃藥類是浮選工藝中重要的硫化礦捕收劑,對方鉛礦具有良好的捕收效果.黃藥吸附在方鉛礦表面形成疏水膜,使水分子與方鉛礦表面的距離變大,削弱了二者的親和力,增加了礦物表面的疏水性,與氣泡相撞時,便能牢固地附著于氣泡上而上浮[7].黑藥類捕收能力較弱,選擇性較好,且其具有起泡性,因此浮選過程中一般不添加起泡劑.高pH值下乙硫氮對方鉛礦具有較好的捕收能力,而對閃鋅礦及黃鐵礦則捕收能力較弱,是鉛鋅分離常用的捕收劑.原礦中含銀,丁胺黑藥可強化銀的回收,同時其起泡性能也可消除加入的起泡劑對精礦品質的影響.捕收劑種類實驗結果見圖6,用量均為100g/t.從圖可看出,以乙硫氮作捕收劑,因其捕收能力強,所得鉛精礦回收率最高,其中存在較多黃鐵礦,導致精礦品位偏低;丁胺黑藥選擇性較差,使鉛精礦品位最低;25#黑藥的捕收能力較弱,粒度較粗的鉛礦物不能被有效捕收,使精礦回收率偏低.綜合鉛精礦品位及回收率,選用乙基黃藥作為鉛的捕收劑.

    3.4鋅粗選條件實驗

    3.4.1硫酸銅用量對閃鋅礦有活化作用的金屬離子有Cu2+,Hg+,Ag+,Pb2+等.充分考慮活化效果、價格及對環境的危害程度,常采用CuSO4作為閃鋅礦的活化劑.加入CuSO4后,首先脫去閃鋅礦表面的抑制劑,繼而Cu2+在閃鋅礦表面發生復分解反應,最終在閃鋅礦表面生成活化膜[17].在堿性介質中,Cu2+與閃鋅礦發生如下反應。圖7為CuSO4用量對鋅品位和回收率的影響,鋅精礦為鋅粗選精礦.隨CuSO4用量增加,鋅精礦品位及回收率均增大,CuSO4用量為400g/t時,鋅品位和回收率均最大,表明加入CuSO4提高了閃鋅礦的可浮性,利于捕收劑與閃鋅礦表面接觸.繼續增大CuSO4用量,鋅精礦回收率基本不變,表明礦漿中易浮的ZnS礦物已基本浮起,而鋅精礦品位卻逐漸降低,可能是因為礦漿中過量的Cu2+對部分黃鐵礦產生活化作用,促進在其表面生成疏水性薄膜,附著在氣泡上而浮出.

    3.4.2捕收劑種類為有效抑制黃鐵礦,選鋅通常在pH10條件下進行,而黑藥類捕收劑在高堿性條件下的捕收能力較差.另外,組合用藥可強化藥劑性能,在原有藥劑中引入新的官能團,以達到活性及選擇性兩全的效果.抑硫浮鋅過程中既要高效捕收閃鋅礦,又要抑制黃鐵礦,確保精礦品位及回收率.進行了丁基黃藥、乙硫氮及二者組合(配比為1:1)的對比實驗.捕收劑種類對鋅精礦品位及回收率的影響見圖8,用量均為100g/t.由圖可知,單獨使用丁基黃藥捕收效果最好,鋅精礦回收率高達81.43%,但選擇性差,精礦中含較多雜質組分,品位僅有28.72%;乙硫氮對黃鐵礦及脈石礦物的捕收能力較弱,具有良好的選擇性,獲得的精礦品位最高,回收率與單獨使用丁基黃藥相差不大;而組合用藥并未發揮藥劑間的協同效應,增大藥劑吸附量及礦粒與氣泡的附著強度.因此,確定采用乙硫氮作為鋅的捕收劑.

    3.5鉛鋅浮選閉路實驗采用一段磨礦至0.074mm顆粒占75%進行浮選,鉛浮選采用一粗一掃二精得到鉛精礦,鋅浮選采用一粗一掃一精得到鋅精礦.鉛鋅浮選閉路流程見圖9,實驗結果見表3.由表3可知,銀主要富集到鉛精礦及鋅精礦中,僅有11.53%的銀損失于尾礦中;鉛精礦中鉛回收率為81.25%,鉛精礦和鋅精礦中鋅總回收率為91.17%.PbS含量占總鉛的83.58%,ZnS含量占總鋅的93.06%,實驗值與之接近,表明可選鉛鋅硫化物基本被選出,繼續提高鉛、鋅精礦回收率難度較大.曾建紅[18]對某鉛鋅硫化礦進行選礦工藝研究,采用鉛優先浮選、鋅硫混合、鋅硫分離的流程,經閉路實驗獲得了含鋅46.94%、鋅回收率67.22%的鋅精礦,約10%的鋅損失于鉛精礦中,表明在抑鋅浮鉛的過程中未很好地抑制鋅.采用硫酸鋅、亞硫酸鈉組合捕收,抑鋅效果顯著,僅有約5%的鋅進入鉛精礦中,很好地實現了鉛鋅分離.

    3.6浮鋅尾礦脫硫條件實驗黃鐵礦與錫石連生體的比重接近,如果脫硫效果不好,會使大量黃鐵礦留在錫重選的給礦中,造成搖床分帶不明顯,影響錫精礦的品質及回收率.因此,強化脫硫對錫的回收意義重大.

    3.6.1磨礦細度對硫、錫回收的影響礦石中的錫具有粒度細、分布廣泛、單體解離度低等特點,主要呈細粒狀、微細粒狀形式嵌布于載體礦物中.為提高錫的回收率,對浮鋅尾礦再磨后,進行脫硫浮選實驗.磨礦產品經一次粗選后得到硫精礦.對比各磨礦細度下硫精礦中硫、錫品位及回收率,得到最佳磨礦細度.藥劑條件為:用濃硫酸控制礦漿pH值為45,丁基黃藥200g/t,2#油50g/t.硫、錫精礦中硫和錫回收率均按作業回收率計算得到.磨礦細度對硫精礦品位和回收率的影響見圖10.可見隨磨礦細度增加,硫精礦中硫品位及回收率逐漸升高,錫含量卻逐漸降低,可能是由于再磨提高了礦物的單體解離度,使硫、錫礦物逐漸分離,同時再磨會擦洗掉黃鐵礦表面的親水性薄膜,生成新鮮的黃鐵礦表面,增強了黃鐵礦對捕收劑的吸附能力.當含量大于75%時,繼續提高磨礦細度,精礦中硫品位及回收率上升緩慢,錫品位基本保持不變,表明有用礦物已基本單體解離.綜合考慮磨礦成本及實驗指標,確定浮選尾礦脫硫浮選磨礦細度為0.037mm顆粒占75%.

    3.6.2礦漿pH值對硫浮選的影響選鉛選鋅過程中,為抑制黃鐵礦加入了大量石灰,礦漿pH值很高.而黃鐵礦在酸性條件下才具有良好的可浮性,因此,需加酸降低礦漿pH值活化黃鐵礦.硫酸會提高黃鐵礦表面自身的氧化電位,阻礙親水物質再生,同時去除吸附在黃鐵礦表面的CaSO4,Ca(OH)2,Fe(OH)3等親水物質,使之露出新鮮的表面[19].且硫酸來源廣泛、價格便宜,采用硫酸調節礦漿的pH值.礦漿pH值對硫浮選的影響見圖11.隨pH值降低,硫精礦回收率逐漸升高,表明加入硫酸一定程度上清洗了礦物表面并使黃鐵礦活化,增大了捕收劑對黃鐵礦的吸附力;繼續降低pH值,硫精礦品位及回收率逐漸降低,主要是由于礦漿中過量的H+改變了黃鐵礦表面的帶電性質,影響了丁基黃藥與黃鐵礦的作用效果.由此確定最適宜礦漿pH值為34.

    3.6.3丁基黃藥用量對硫浮選的影響礦石中的硫主要以黃鐵礦形式存在.黃鐵礦具有良好的天然可浮性,通常情況下,只要礦漿pH值在合適范圍內,加入適量黃藥類捕收劑就能有效捕收黃鐵礦.黃藥在黃鐵礦表面發生氧化反應生成疏水性的雙黃藥,從而提高其可浮性[20].圖12為丁基黃藥用量對硫精礦品位及回收率的影響.由圖可知,丁基黃藥用量為200g/t時,浮選指標最佳.繼續增加其用量,精礦中硫回收率基本不變,品位卻明顯降低,這主要是因為捕收劑用量過大,部分脈石浮起而混入精礦中,降低了精礦品質.綜合硫精礦中硫、錫品位及回收率,確定脫硫浮選丁基黃藥用量為200g/

    3.7錫回收條件實驗

    3.7.1搖床重選脫硫浮選后的尾礦給入搖床,經搖床分選后分別得到錫精礦、錫中礦及尾礦.搖床重選的實驗結果見表4.從表可看出,經搖床分選后可得錫品位32.37%、回收率62.35%的錫精礦及錫品位0.69%、回收率5.02%的低品位錫中礦.

    3.7.2磁選精選礦石中含部分磁黃鐵礦,其與錫石的比重相差不大,采用重選不能有效分離.為提高錫精礦品位,經搖床分選后的精礦進入磁選管中,通過調節電流確定最佳磁場強度.從圖13可看出,隨磁場強度增加,錫精礦品位逐漸升高,表明磁選可有效分離錫石及脈石礦物.大于1400Oe后繼續增加磁場強度,錫精礦回收率逐漸降低,可能由于磁場強度過大,部分與磁黃鐵礦連生在一起的錫石進入尾礦,造成部分錫石流失.故選擇磁場強度為1400Oe.

    3.8硫、錫綜合回收實驗根據脫硫浮選及回收錫條件實驗結果,確定浮鋅尾礦進行二段磨礦至0.037mm顆粒占75%進入硫浮選,硫浮選采用兩次粗選得到硫精礦,尾礦進入搖床,分選得到錫精礦、錫中礦、尾礦,錫精礦進入磁選管,調節磁場強度為1400Oe,得到錫精礦,尾礦返回搖床再選,搖床選出的中礦作為錫中礦.其實驗流程圖見圖14,實驗結果列于表5.由表5可知,仍有5.02%的錫損失于硫精礦中,表明與黃鐵礦結合在一起的錫礦物未完全單體解離;最終有30.94%的錫損失于尾礦中,可能以極細粒被脈石礦物包裹,繼續提高磨礦細度及選用高效的重選設備可能會進一步提高選礦指標.

    4結論

    對云南某含錫多金屬硫化礦進行選礦實驗,考察了磨礦細度、工藝流程、藥劑種類及用量、磁場強度等對產品指標的影響,得到以下結論:(1)該礦含鋅2.44%、鉛1.36%、錫0.32%、銀57.5g/t,礦石中的有用礦物主要為方鉛礦、閃鋅礦、錫石,其次為黃鐵礦;脈石礦物以石英、長石為主,其次為白云母、絹云母、方解石及白云石.僅有少量銀獨立賦存于硫銻銅銀礦中,絕大部分以類同象形式分布于方鉛礦、閃鋅礦中,因此銀可賦存于鉛精礦、鋅精礦中而得到回收.(2)礦石中鉛礦物可浮性差異較大,大部分可浮性較好的鉛礦物使用少量乙基黃藥就能浮出,少部分鉛礦物可浮性較差,在鋅浮選階段被浮起而進入鋅精礦中;同時閃鋅礦由于受到礦石中含硫化銅礦物產生的Cu2+的活化作用,較難抑制,使用大量抑制劑和采用多次精選,鋅含量均難以降低.(3)采用硫酸鋅與亞硫酸鈉組合抑制劑(配比為1:1)抑制閃鋅礦,實驗指標較佳.鉛浮選采用一粗一掃二精的流程,鋅浮選采用一粗一掃一精的流程,經閉路實驗,獲得了含鉛40.92%、鉛回收率81.25%的鉛精礦及含鋅43.23%、回收率85.92%的鋅精礦.鉛精礦中含銀1610.53g/t,銀回收率為77.03%.(4)浮鋅尾礦再磨,強化脫硫,搖床選出的錫精礦采用磁選法除鐵.最終獲得品位為42.38%、作業回收率為59.29%的錫精礦.

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    作者:張晉祿 戈保梁 王顯強 楊春剛 單位:昆明理工大學國土資源工程學院,復雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室

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