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含钡多金属矿石选矿联合工艺 H． J 1 ． F o p e H R O B等 在 硫化矿和非矿石矿 物 11 条件下研 究 了含钡多金属矿石 的选别 。此种矿石 的主要 矿 物为闪锌矿 、黄铜矿 、方铅矿 、黄铁矿 以 及暗色矿石，脉石矿 物为石英 、重晶石、绢 云母绿泥石页岩 。矿 石致 密， 呈细脉浸 染和 浸染状产出，有用组分大多集中在致密矿石 中 。 矿 石 中有工 业价值的 组 分 是 铜 、锌 、 铅 、硫 、重晶石 ，有 工业 价值 的伴生元素为 金、银、镉、铋 。据混汞资料，游离金含量 为2 5 相 对 、银 含量 4 0 g ／t Au 的重选精矿 ，能 回 收 2 O ％ 铅和 1 8 ． 5 金。铜 和锌 在 重选 精矿 中 的 损 失 不 大 ，分 别为0 ． 0 4 与0 ． 0 1 o 按照类似矿 石标准的优先一 混台浮 选 流 程 包括铜一 铅 、锌 一 黄铁矿 和重晶石 回路 进行 了浮选研究 ，还 研究 了铜 一 铅和锌一 黄铁 矿精矿 的分 选与分选 精矿 的精选。 研 究中采用 了广泛应用 的普通药剂； 硫 酸锌 、亚 硫酸 钠、氰化 物 、石 灰、纯碱扳 、 有 色矿 山～ 1 9 9 1 ． 3 维普资讯 摇庶选剐 结果 ％ 襄 T 重造 精矿 中 矿 尾 矿 0 ． 5 T ． 1 重 选精矿 i 0 ． 4 3 中 矿 I 4 ． 4 9 尾 矿 l 9 5 ． 0 6 磨 至5 B ． 3 0 嘶一0 0 8 0 ram 8． 0 3 麝 至 8 7 ． 6 5 铀 一0 0 8 0 ram 硫化 钠 、 丁基黄 药、 T 一 8 0 、 B c 2 、 水 玻璃。 磨 矿产品浮选 试验 和工 艺矿物检查 结果 证明 ，在铜 一 铅浮 选回路I 中，在 最 佳 粒 度 7 5 一 o ． o 8 mm条件下 ，连生体量 占5 ～8 ， 细泥 占1 5 o／。 浮选过程 的捕收剂 和起泡剂耗量同硫化 矿首先是 黄铁矿 的高浮 游性 有关， 因此铜铅 精 矿后 继的精 选和分离很 困难。各次精选精 矿的黄铁矿含量实际上没有减少。可见这些 精 选作业的 效率 极低。 表2 的结果证明 ，锕和铅 的硫化 矿 具 有 较 高 的天 然可浮性 。在 铜一 铅 浮选回路 补 加 5 5 g ， t 黄药 表3 ，可 将铜 的 回收率提高 到6 9 ～7 O ， 铅 回收 率提 高到6 0 ～6 3 ％， 精矿含 1 2 ． 4 ． - 1 3 ． 7 C u 、 1 5 ． 3 ～l 6 ． 2 P b 、 7 ． 8 3 ～7 ． 4 3 Z n 。 苯胺 黑药对浮 选选择性的 作 用 也同时做了研 究 。 浮选 中，苯胺黑药耗量与一 般 药 剂 相 比，是不 大的，仅 S O T S g ／ t ，但 将 铜一铅 精矿产率辟 低 了3 3 5 0 ，使精矿质量相应 提高 。随着 用量增加 ，苯胺黑药开始抑制 黄 铜 矿，使铜 回收率 明显下 降 在 降低捕收剂和起泡剂用量并分段给药 条件 下，将苯胺黑药用于 再 磨 到 8 7 9 0 - 0 ． 0 8 0 mm后 的铜一 铅浮 选 Ⅱ，不 仅 能 很 好 抑 制黄 铁矿 ，而 且能 很 好抑 铽闲锌 矿 。苯胺 黑药达 到最佳用 量 2 S g ／ t 时 ，铜一 铅 精 矿 的 产率可从1 1 ． 5 降低到3 ． 7 1 ，锕品位能提 高 3倍 ，铅 品位提高 4倍 以上 ，而随浮选尾 矿损失的铜 量 和 铅 量 ，分 别 为 7 ． 4 9 和 l 1 ． 9 7 ，同 不使用苯胺 黑药的损 失 8 ． 5 5 ％ 和 1 O ． 2 2 相 比 ，基本没有增高 。 弃入铜 一 铅 回路尾 矿中 的锌 和 铁 ，差 不 多增 加 了3 和 5 ． 7 2 。 苯胺黑药与氰化物台用，同样能在显著 减少 5 0 氰化物的情况下，很好地抑制 天然可浮性条件下的铜一 铅浮选结果 表2 品 位 回 收 率 产 品 蛊 C u P b f z n l F e c u J P b I z n j F e 铜铅精 矿 J 】． 5 8 z。． s ． s． z -． I z ． e s ．e e t ．z s z ．e s I 2 ． 0 6 I 8 ． 3 1 1 ． 9 g ． 0 7 【 9 ． 1 f 2 7 ． I 】 2 ． 9 3 1 ． 7 5 3 ． 0 9 I 2． 48 1 3． O 1 3． 2 1 3 4 1 8． 4 2 3． 7 0 1 7． 2 7 3． 1 0 3．5 8 浮选尾矿 9 3 ． 9 0 0 ． 3 3 1 ． 2 9 l 0 ． 1 2 ． 3 l 2 2 ． 7 8 日 3 ． 9 2 9 3 ． 9 2 9 0 ． 8 7 注铜一 铅浮选 l，加4 0 l o g ／ t T ’ 8 0 ，P H7 ． 1 2 ，O B I I 7 o mY铜一 铅浮选 I，不加药剂，每墩浮选 时 l t o mi a 有 色矿 山一 1 9 9 1 ． 3 ～ 3 5一 蛆 蓦 鹋 他跗 ∞ ∞盯 0 5 匏 蛆 驰 0 5帆 2 叽8 9 5 0 0 9 mⅢ } 伸 札 ； 8 乱 蛔 4 0 如 驺 i 盯 驺 姑 5 毗 ∞ 0 2盯 趴”蚰 曲 她 O 2盯 4 帅7 “6 0 i 哪瑚∞ 呻 0 5 1 0 ％ 盯9 0 耵 ； 维普资讯 药 剂用量降低和分段瀑 捆的 铜一 铅 浮选 I 和 Ⅱ的结果对 比 ％ 表3 { 品 位 回幔宴 品 名 产率 C u P b z 】】 j F e c Ⅱ {P b l z n F 0 试验l 浮选 I 精 矿 8 0 5 1 2 ． 4 l 5 ． 3 T ．8 3 2 5． 1 69 l 0 6 3． 1 2 6 3 3 1 T． 5 9 浮选 l精 矿 2 4 T ． 3 8 1 8 ． l 0 ．5 2 4． 2 2． 31 2 2 3 2 2 5 3 3 9 2 尾 矿 8 9 5 4 o ． 3 0 o 3 2 l 0 ．2 l 3 l 8． 59 l 4 6 6 9l l 82． 4 9 试验2 浮造 I精矿 l 4 2 9 8 0 5 l o． { 6 ．B 5 3 7． 2 7 8 43 81 ． 23 9 8 9 3 2． 浮选 I精矿 l 3 ． 2 8 1 ． 5 1 l 4 4 6 ． 6 4 4 0 ． 3 l 3 ． 6 7 1 o 4 5 8 9 l 3 3 ． 1 8 尾 矿 7 2 ． 4 3 0 1 6 o 2 1 1 ．1 T． 5 4 7 9 0 8 3 0 8l 2 0 3 3． 8 8 注第一次试验浮选 I的磨矿细度7 8 畴一 0 ． 0 8 O mn 1 ． 加5 2 g ／ t i s g ／ t T 一 8 0 ， 浮选1 5 m 浮选 I的磨矿 细度8 8 畴’ 0 ． 0 8 0 ta r a ，加5 s g ／ t 黄 ； s g ／ t T - 8 0 浮l o mi n ．第二浓试验磨矿细度T 8 嘶一 0 ． 0 8 0 mm， 加 5 o g ／ t 硫酸钠 5 0 g ／ t 氰化响、5 0 0 g ／ t T E和1 0 0 0 g ／ t 酸锌 ；粗选 I 加2 0 g ／ t 黄药，4 0 g ／ t T 一 8 0 、 浮选 5 ml n 扫选 I 加l o g ／ t 黄药．z o g ／ t T 一 8 0 ，浮选5 mj 1 1 黄 铁矿与闲锌 矿 。这 一点还可用这 里的扫选 用 的是铜一 铅浮选 Ⅱ的尾矿 ，不加抑 制 剂， 浮 选选择性较 高来证 明。 铜一 铅精矿分选结果表明_』 精 选 I 的 中 矿和扫选中矿的再磨效果，而精矿再磨最好 在药剂解吸和洗涤后进行。 在 锕一 铅精 矿分选的开路 试验 中，所 制 定的工艺保证了铅与铜精矿的回收 ，其品位 分 别为 5 3 ％P b 和2 6％ c u ，回 收 率 分 别为 9 3 ． 5 ％和 7 8 ％ 。 拟定的浮 选和锌～ 黄铁矿 分离 的条 件 ， 没有 引起 特别 困难。同时发现 ，精矿含 黄铁 矿少 ，不 可能 以槽 内产品形式 回收 到标 准的 黄铁矿 精矿。 黄铁矿用 苏打和硫酸铜活化 后 进 行 精 选。重晶石浮选用l 5 0 g ／ t B c 一2 作捕收剂， 用6 0 0 g ／ t 水玻璃作抑制剂。精选 I 和 Ⅱ列采 用8 0 g ／ h ． 硫酸钠。 为开 路系统制定的药剂制度 ，在用于 闭 路 系统试 验时，进行 了全流程检验与 调整 。 晟大的调整是在铜铅浮选系统进行的。在浮 选时间减少的条件下，铜铅浮选怍业时间要 在 I和 Ⅱ次之问重新分配 。浮选 Ⅱ宜用常规 药剂 制度，但 扫选要减少 和分段添加捕收 剂 一 3 6一 与 起 泡 剂 。 中矿分选提 高 了全部金 属的回收率 ，但 降低 了浮 选精 矿的铅含量 。 根据研究结果，拟定了重一 浮联合 流 程 和 优先一 混 台浮选的药剂制度 以及其 后 的 混 台精矿分离 ， 后 者能 回收到商 品精矿 表4 ， 1 ． 铜精矿 ，品级KM一6， 当 铜 回 收 率 9 0 、金 回收率4 0 ． 4 1 ％和银 回收 率5 3 ． 5 3 时 ，含1 8 ． 2 2 C u、5 ． 8 2 Z n 、0． 2 2 ％P b、 4 ． 3 g ／ t A u 和6 0 6 g ／ t A g 2 ． 铅 重选精矿，含6 7 ． 9 F b 、4 4 ． 4 8 g ／ t A u和 9 0 g ／ t Ag ， 其 回 收率 分别为2 0 ． 2 0 ％、 3 0． 5 3 和 5 ． 1 4 ， 3 ． 铅浮 选精矿 ，品级 KC - 3 ，含6 4 ． 9 3 ％ P b 、5 ． 8 7 Z n ，2． 1 4 ％C u 、 ． 2 g ／ t Au ，重 选与浮 选精 矿的铅总 回收率 ～8 9 、金总 回 收率 4 0 银总 回收率3 0 | 4 ． 锌 精矿 ，品级KE I 一 0，含 6 2． 6 g n 、 3 ． 5 9 F e 和 0 ． 3 6 C u ，锌 回收率 9 1 ． 0 5 ％， 5 ． 黄铁矿精矿， 品级KC q b - 0，含5 2 ． 5 9 ％ s、 0 ． 1 6 ％P b 和0 ． 3 8 z n ，硫 回收 率 4 9 ％j 6 ． 重晶石精矿 ，品级 K／ 3 - 3 ，含 9 1 ． 2 B a S O ，回收率8 5 ． 5 9 ％。 铅精矿 的铋 含量 为 0 ． 3 3 ％，回 收 率 为 有 色 矿 山一 1 9 91 ． 3 维普资讯 矿 石选别的最终结果 ％ 袭4 回 牧 尘 产 品 名称 C u 【 I Z n } F e f S f B a I A I A 重选铅 精矿 0 0 4 2 0 2 1 0 o o ．2 6 o ． ／ 3 0 ． 5 3 5 ． 1 4 浮选铅精 矿 2 ，3 68 ．47 O ．9 G 0 B 3 1 ．6 0 0．91 l 0．2 5 2 5 ．2 6 锕精 矿 9 0 0 I ．09 4 ．3 8 1 8 8 9 l 4 ．03 0 ．I 3 40 ．41 5 3． 5 3 锌精 矿 3 ． 4 4 2 7 5 9 1 ．0 5 4． 1 d 2 4． 1 8 0．0 5 2． 1 T 4 ．7 7 重 昌石精 矿 0 1 7 0 ．2 2 O ．】 7 0． 2 G 5 ．3 3 85 ． 63 2．78 2． 1 S 黄铁矿浮选 尾矿 I “ 1 ．9 3 1 0 7 2．1 9 2 ．0 5 2 61 0 4 4 1 ．5 4 重 晶石 浮选尾 矿 1 5 1 3 ．4 5 0 ．7 4 6． 7 2 2． {5 I 1． 21 】 0．6 4 3． 8 3 黄铁矿精 矿 1 ．3 5 I．8 8 O．7I 6 G ． 6 49 0 0． 2 2 ．7 8 3 ． 80 4 ． 3 2 ，锌精矿 的镉 含量为 0 ． 2 5 ，回 收 研究矿石 的综 合和 J 用率 。 率为9 3 ． 6 9 ％。铜和铅精矿中的金总回 收 率 郭金枝译自 Ⅸ L I B e T ．M e T a H 是8 1 1 9 ，银总 回收率是8 3 ． 9 3 。 1 9 8 9 ，5 ．I 1 5 I 1 8 研究 结果证 明，选 矿采用重 一浮联 合工 李怀先校 艺，能 保证较 高的技术 工艺指标 ，可提 高被 上 接第4 6 页 1 ． 减少 采矿企业 的 占地总面积J 2 ． 缩减 太部 分开采时期的废 石场 坝 和尾矿库 占地面积 ； 3． 保 证最合理 的农 田损毁 动态， 4 ． 积极创造条件，使 被 占农 田复田。预 先 安排存贮一定量的耕土层土 壤，降低 复田 工程 费用， 5 ． 建成的尾矿库库容，其基建费和生产 赞都 将是最低 的， 这就是说 可 以和 J 用企业拨 给 废 石剥离堆放工 程的资金，建成尾矿 库， 6 ． 长期使用集 中在 同一地点的运输管 线 和输 电线路。 有 色矿 山一 1 9 9 1 ． 3 目前， 采用尾矿 与露天矿 废石 分区混合 堆放法建筑尾矿 床在 苏联 已获 得长 功，它为 冶金矿 山建筑尾矿库 提供 了新的经验。 随着采选工业的发展 ，越来 越 多 的 崖 石，尾 矿需要处理 堆放，而 目前 我国 已有 许多尾矿库接近或进入使用年限的后期。新 建尾 矿库 已迫在眉 睫，合理采用尾 矿与 露天 矿废 石分 区混合堆放 法，可达到较好的技术 经济 效果 。 参考 文献略 周 致 勤 编 辑 一 3 7 维普资讯