低品位氧化铅锌矿浮铅研究.pdf

低品位氧化铅锌矿浮铅研究 ① 韩 朗１， 庹必阳１，２，３， 姚艳丽１， 杨峻杰１， 谢 飞１ （１．贵州大学 矿业学院，贵州 贵阳 ５５００２５； ２．贵州省优势矿产资源高效利用工程实验室，贵州 贵阳 ５５００２５； ３．贵州省非金属矿产资源综合利用重点 实验室，贵州 贵阳 ５５００２５） 摘 要 某低品位氧化铅锌矿含铅 ３．４２％、含锌 ２．９３％，矿石中有用矿物嵌布粒度细且回收难度较大。 为了合理开发利用此矿石， 进行了硫化⁃黄药浮铅闭路工艺流程试验。 在六偏磷酸钠用量 ５００ ｇ／ ｔ、碳酸钠用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、硫酸锌用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、硫化钠用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ、２＃油用量 １００ ｇ／ ｔ、戊基黄药用量 ５００ ｇ／ ｔ 的粗选条件下进行闭路试验，最终获得氧化铅精矿铅品位为 ３３．１２％、回收率为 ６８．８９％，实现了铅的有效回收。 关键词 低品位； 氧化铅锌矿； 铅； 锌； 硫化； 浮选 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０４．００８ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０４－００３０－０３ Ｌｅａｄ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｌｏｗ⁃Ｇｒａｄｅ Ｌｅａｄ⁃Ｚｉｎｃ Ｏｘｉｄｅ Ｏｒｅ ＨＡＮ Ｌａｎｇ１， ＴＵＯ Ｂｉ⁃ｙａｎｇ１，２，３， ＹＡＯ Ｙａｎ⁃ｌｉ１， ＹＡＮＧ Ｊｕｎ⁃ｊｉｅ１， ＸＩＥ Ｆｅｉ１ （１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ， Ｇｕｉｚｈｏｕ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｇｕｉｙａｎｇ ５５００２５， Ｇｕｉｚｈｏｕ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｇｕｉｚｈｏｕ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｌａｂ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ， Ｇｕｉｙａｎｇ ５５００２５， Ｇｕｉｚｈｏｕ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｇｕｉｚｈｏｕ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｎｏｎ⁃ｍｅｔａｌｌｉｃ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ， Ｇｕｉｙａｎｇ ５５００２５， Ｇｕｉｚｈｏｕ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｄｒｅｓｓｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｆｏｒ ａ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｏｘｉｄｅ ｏｒｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ３．４２％ Ｐｂ ａｎｄ ２．９３％ Ｚｎ ｗａｓ ｓｔｕｄｉｅｄ． Ａｓ ｖａｌｕａｂｌｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ ａｒｅ ｆｉｎｅｌｙ ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｏｒｅ ａｎｄ ａｒｅ ｄｉｆｆｉｃｕｌｔ ｔｏ ｂｅ ｓｅｐａｒａｔｅｄ ｏｕｔ， ａ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ａ ｓｕｌｐｈｉｄｉｚａｔｉｏｎ ａｎｄ ａ ｌｅａｄ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ａｍｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ ａｓ ｔｈｅ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ｗａｓ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ． Ｕｎｄｅｒ ｔｈｅ ｆｏｌｌｏｗｉｎｇ ｒｅａｇｅｎｔ ｓｙｓｔｅｍ ｆｏｒ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ， ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ｈｅｘａｍｅｔａｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｏｆ ５００ ｇ／ ｔ， ｓｏｄｉｕｍ ｃａｒｂｏｎａｔｅ ｏｆ １ ０００ ｇ／ ｔ， ｚｉｎｃ ｓｕｌｆａｔｅ ｏｆ １ ０００ ｇ／ ｔ， ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｆ ２ ０００ ｇ／ ｔ， ２＃ｏｉｌ ｏｆ １００ ｇ／ ｔ ａｎｄ ａｍｙｌ ｘａｎｔｈａｔｅ ｏｆ ５００ ｇ／ ｔ， ａ ｌｅａｄ ｏｘｉｄｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｐｂ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ３３．１２％ ａｎｄ ６８．８９％ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ｃａｎ ｂｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｔｈａｔ ｌｅａｄ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｔｈｅｒｅｉｎ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ； ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｏｘｉｄｅ ｏｒｅ； ｌｅａｄ； ｚｉｎｃ； ｓｕｌｐｈｉｄｉｚａｔｉｏｎ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ 铅和锌均是重要的有色金属原料。 随着铅、锌硫 化矿资源需求量的急剧增加，难选氧化铅锌矿的高效 开发利用受到重视。 由于氧化铅锌矿存在的矿物种类 繁多、可浮性差异大、与脉石紧密共生且组成复杂、嵌 布粒度细、含泥量高等问题，导致选矿难度大［１］。 因 此，探索氧化铅锌矿石的选矿工艺，对于缓解资源紧张 现况、最大程度实现资源高效利用具有重要意义［２－４］。 目前，浮选依然是处理氧化铅矿的主要方法［５－８］， 氧化铅矿浮选的关键因素是硫化。 为提高氧化铅矿的 浮选指标，在深入优化常规选矿工艺、探索更有效的方 法减弱矿泥对浮选系统的不良影响、研制氧化铅矿更 有效的浮选药剂及解决氧化铅矿与可溶性盐的分离问 题等方面，均取得了较大的进展［９－１０］。 但是氧化铅矿 石因成分复杂、氧化率高、含泥量多等因素，许多成果 也因技术或经济上的原因不能普遍投入工业生产，未 能带来直接的经济效益。 因此，本文对该低品位氧化 铅锌矿中铅矿物的浮选进行了试验研究，通过优化选 铅工艺及调整药剂制度，期望探索一种实现该矿石中 铅矿物分离富集、高效开发利用的新工艺技术。 １ 原矿性质 试样采自云南某氧化铅锌矿矿山。 试样多元素分 ①收稿日期 ２０１６－０１－２９ 基金项目 国家自然科学基金（５１４６４００７）；博士基金（贵大人基合字（２０１３）５１ 号） 作者简介 韩 朗（１９９１－），男，贵州遵义人，硕士研究生，研究方向为难选矿石的选矿及资源综合利用。 通讯作者 庹必阳（１９７９－），男，云南镇雄人，博士，副教授，主要从事选矿技术研究工作。 第 ３６ 卷第 ４ 期 ２０１６ 年 ０８ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №４ Ａｕｇｕｓｔ ２０１６ 析结果见表 １。 由表 １ 可知，原矿中铅、锌含量均不 高，ＳｉＯ２含量很高，Ｋ２Ｏ 和 ＣａＯ 含量较低。 由此可以 推断，该矿石中铝硅酸盐矿物含量较高，而碱性脉石矿 物含量较低。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＰｂＺｎＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３Ｋ２ＯＣａＯＦｅ２Ｏ３ＭｇＯ ３．４２２．９３６８．１２８．２８３．３９２．６４１．６５１．１７ 矿石中的含铅矿物主要是铅钒、方铅矿，含锌矿物 主要是菱锌矿、闪锌矿。 脉石矿物主要有石英、白云 石、氟磷灰石、石膏、氧化铁和氧化铝。 脉石矿物中的 铝硅酸盐及赤铁矿的含量均较高，这些均会影响矿石 中有价金属的回收利用。 ２ 试验结果和讨论 ２．１ 试验方法 前期对该矿石的探索性试验表明，采用硫化⁃黄药 浮铅的工艺流程能够有效回收矿石中的铅。 由于细泥 中铅锌含量较高，脱泥浮选容易造成有用矿物的损失。 因此，最终选用了在不脱泥的条件下浮铅的工艺流程。 采用颚式破碎机（ＦＥＸ１００１００） 及圆盘破碎机 （ＸＲＦ－Φ１５０Ｂ）将原矿破碎至－２ ｍｍ，再采用棒磨机 （ＸＭＱ－１６００２００） 进行磨矿，并采用 ０．５ Ｌ 浮选机 （ＸＦＤＩＶ０．５）进行浮选。 浮选试验流程见图 １。 B3 C0 ;0 870 - 82383 63 图 １ 试验原则流程 ２．２ 磨矿细度试验 磨矿细度太粗，不能保证金属矿物间完全解离，不 利于金属矿物的有效分离；磨矿细度太细易造成泥化， 选矿指标难以保证［１１－１３］。 采用图 １ 所示流程，在六偏 磷酸钠用量 ３００ ｇ／ ｔ、碳酸钠用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、硫酸锌用 量 １ ０００ ｇ／ ｔ、硫化钠用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ、黄药用量 ５００ ｇ／ ｔ、 ２＃油用量 １００ ｇ／ ｔ 条件下，进行了磨矿细度试验，结果 见图 ２。 由图 ２ 可知，磨矿细度对铅精矿品位及回收 率都有一定的影响。 磨矿细度较粗时，矿物解离度小， 不利于矿石浮选，铅品位及回收率都较低；当磨矿细度 为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％时，铅粗精矿品位及回收率 都较高，因此选择磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％。 -0.074 mm40/4 10 8 6 4 2 0 80 60 40 20 0 60708090 8 /;5        图 ２ 磨矿细度试验结果 ２．３ 粗选条件试验 ２．３．１ 六偏磷酸钠用量试验 原矿中的主要脉石矿物为 ＳｉＯ２，添加六偏磷酸钠 可起到抑制 ＳｉＯ２及分散矿泥的作用。 采用 １ 次粗选流程，磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级 占 ８０％，碳酸钠用量 １ ０００ ｇ／ ｔ，硫酸锌用量 １ ０００ ｇ／ ｔ， 硫化钠用量２０００ ｇ／ ｔ，戊基黄药用量５００ ｇ／ ｔ，２＃油用量 １００ ｇ／ ｔ，考察六偏磷酸钠用量对浮选精矿指标的影 响，结果见图 ３。 484 /;5         图 ３ 六偏磷酸钠用量试验结果 由图 ３ 可知，六偏磷酸钠用量低于 ５００ ｇ／ ｔ 时，铅 粗精矿中铅品位随六偏磷酸钠用量增加而提高，回收 率随六偏磷酸钠用量增加微幅下降；六偏磷酸钠用量 为 ５００ ｇ／ ｔ 时，铅回收率达到最大值 ７１．７９％；六偏磷酸 钠用量大于 ５００ ｇ／ ｔ 后，铅品位基本保持不变，铅回收 率急剧下降。 表明在一定用量下，六偏磷酸钠能提高 铅精矿品位，但用量过大时会对铅矿产生一定的抑制 作用。 这主要是由于部分含铅矿物和赤铁矿共生密 切，当六偏磷酸钠用量过大时，与赤铁矿共生的铅矿受 到抑制。 因此六偏磷酸钠的适宜用量为 ５００ ｇ／ ｔ。 ２．３．２ 硫化钠用量试验 氧化铅矿物表面的硫化程度直接影响浮选指标， １３第 ４ 期韩 朗等 低品位氧化铅锌矿浮铅研究 因此，考察硫化钠用量对氧化铅的硫化程度，进一步考 察对浮选精矿指标的影响有着重要意义。 浮选流程如 图 １ 所示，在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，六偏 磷酸钠用量５００ ｇ／ ｔ、碳酸钠用量１ ０００ ｇ／ ｔ、硫酸锌用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、戊基黄药用量 ５００ ｇ／ ｔ 和 ２＃油用量 １００ ｇ／ ｔ 的条件下，考察硫化钠用量对浮选精矿指标的影响，结 果见图 ４。 4/6A4g t-1 12 10 8 6 4 2 0 100 80 60 40 20 0 1500200025003000 8 /;5         图 ４ 硫化钠用量试验结果 由图 ４ 可知，硫化钠用量低于 ２ ０００ ｇ／ ｔ 时，铅粗 精矿中铅品位和回收率随硫化钠用量增加而提高；硫 化钠用量为 ２ ０００ ｇ／ ｔ 时，铅回收率达到 ６９．６４％；硫化 钠用量大于 ２ ０００ ｇ／ ｔ 后，铅品位急剧下降，铅回收率 基本保持不变。 这表明硫化钠在氧化铅锌矿的浮选溶 液中会产生 Ｓ ２－ ，Ｓ ２－ 与氧化铅矿物表面的阴离子发生 置换反应，氧化矿物转变成硫化矿物，使氧化铅矿物更 易浮选。 但硫化钠用量过大，导致矿浆粘度增大，泡沫 含泥增多，抑制了戊基黄药在含铅矿物表面的吸附，从 而降低了铅品位和回收率。 因此硫化钠的适宜用量为 ２ ０００ ｇ／ ｔ。 ２．３．３ 戊基黄药用量试验 试验流程如图 １ 所示，在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，六偏磷酸钠用量 ５００ ｇ／ ｔ、碳酸钠用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、硫酸锌用量 １ ０００ ｇ／ ｔ、硫化钠用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ 和 ２＃油用量 １００ ｇ／ ｔ 条件下，考察戊基黄药用量对浮 选精矿指标的影响，结果见图 ５。 0/AA4g t-1 15 10 5 0 80 60 40 20 0 300500700900 8 /;5         图 ５ 戊基黄药用量试验结果 由图 ５ 可知，铅粗精矿中铅品位随着戊基黄药用 量增加逐渐下降，铅回收率先上升后下降；戊基黄药用 量为 ３００ ｇ／ ｔ 时，铅品位达到最大值 １２．０９％，铅回收率 ４０．４８％；戊基黄药用量为 ５００ｇ／ ｔ 时，铅粗精矿中铅品 位为 １１．３３％，铅回收率 ７０．４６％；戊基黄药用量为 ７００ ｇ／ ｔ 时，铅品位 １０．０６％，铅回收率达到最大值 ７１．６８％。 结果表明，在一定用量下，戊基黄药可以提高铅回收 率，但用量过大，导致药剂浓度及矿浆粘度增大，矿物 不易浮起，铅精矿品位难以提高且生产成本增加。 因 此，戊基黄药的适宜用量为 ５００ ｇ／ ｔ。 ２．４ 闭路试验 在粗选条件试验的基础上，考察了精选及扫选次 数对精矿中铅品位和回收率的影响，采用了 １ 粗 １ 精 １ 扫、１ 粗 ２ 精 １ 扫、１ 粗 ３ 精 １ 扫选铅的开路流程，获 得了铅品位为 ３２．３３％的指标。 因此，在 １ 粗 ３ 精 １ 扫 开路流程的基础上进行了闭路试验（中矿顺序返回）， 闭路试验流程见图 ６，结果见表 ２。 63 B3 821 A0g/t 4840/A 2A 500 10001000 2000 500 100 0/A 2A 100 20 4840/A 2A 100 100 20 8* 822 4840/A 2A 100 60 20 8 823 83 823 -0.074 mmC80 图 ６ 闭路试验流程 表 ２ 闭路试验结果 产品名称产率／ ％Ｐｂ 品位／ ％Ｐｂ 回收率／ ％ 铅精矿７．１３３３．１２６８．８９ 尾矿９２．８７１．１５３１．１１ 原矿１００．００３．４３１００．００ 由表 ２ 可知，１ 粗 ３ 精 １ 扫闭路试验获得了铅精 矿铅品位 ３３．１２％、回收率 ６８．８９％的良好指标。 （下转第 ３６ 页） ２３矿 冶 工 程第 ３６ 卷 表 ４ 浮选脱硫全流程试验结果 扫选 次数 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％ Ａｌ２Ｏ３ＳｉＳ Ａ／ Ｓｉ 比 回收率／ ％ ＳＡｌ２Ｏ３ 铝精矿７１．１６５６．７５５．３６０．２５１０．５９５．００７４．８５ 硫精矿１０．９４２０．４０９．７８２４．０５３．８１７３．８９４．１４ １ 中矿 １５．５５４５．００１１．９３３．３１８．４０５．１６４．６３ 中矿 ２３．４９４９．００１０．６３１．４１９．１４１．３８３．１７ 尾矿７．５８４７．００１１．３５２．６６８．７７５．６６６．６０ 原矿１００．００５３．９５６．５７３．５６７．６３１００．００１００．００ 铝精矿７１．５７５７．００６．５７０．２３８．６８４．６２７５．６２ 硫精矿８．４４１７．５０９．０７２９．３０２．６６６９．４３２．７４ 中矿 １７．２９４７．００１１．５３２．７０７．１５５．５３６．３５ ２中矿 ２５．５６４６．２５１１．７１２．８３７．０４４．４２４．７７ 中矿 ３３．３４４９．００１０．３７１．２３７．４６１．１５３．０３ 尾矿２．６４４２．００１２．５１４．３８６．３９３．２５２．０５ 原矿１００．００５３．９５６．５７３．５６７．６３１００．００１００．００ ４ 结 语 １） 湖北某典型高硫铝土矿主要可回收矿物包括 一水硬铝石和黄铁矿。 黄铁矿为矿石中主要的硫杂质 夹带者。 脉石矿物主要有绿泥石、伊利石、方解石和锐 钛矿。 矿石中硫含量高达 ３．５６％，远大于氧化铝原料 要求的硫含量（不大于 ０．３％），必须采用脱硫工艺才 能使矿石用作氧化铝生产原料。 ２） 根据条件试验结果，确定工艺流程为磨矿至 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８８％，粗选 １ 采用 ＳＮＳ 作为调整剂 进行矿浆的分散及铝硅矿物的抑制，采用 Ｎａ２ＣＯ３作 ｐＨ 调整剂，调整矿浆 ｐＨ＝９，丁基黄药用量为 ２５０ ｇ／ ｔ， 起泡剂 ２＃油用量为 ４０ ｇ／ ｔ，进行浮选脱硫试验；粗选 ２ 的目的主要是为了进一步降低铝精矿中的硫含量，同 时提高硫精矿产率，达到综合利用的目的，增加社会效 益。 进行两次精选作业，最终获得了铝精矿中 Ｓ 含量 ０．２５％，产品符合氧化铝工业生产要求。 采用硫扫选 一次作业，获得了 Ｓ 品位 ２４．０５％的合格硫精矿，产率 达到 １０．９４％。 参考文献 ［１］ 何伯泉，罗 琳． 试论我国高硫铝土矿脱硫新方案［Ｊ］． 轻金属， １９９６（１２）３－５． ［２］ 熊道陵，马智敏，彭建城，等． 高硫铝土矿中硫的脱除研究现状 ［Ｊ］． 矿产保护与利用， ２０１２（５）５３－５８． ［３］ 王宝奎，郑桂兵，曾克文． 高硫铝土矿脱硫方法研究［Ｊ］． 轻金属， ２０１１（７）１２－１４． ［４］ 王晓民，张廷安，吕国志，等． 异丁黄药用于高硫铝土矿浮选除硫 的研究［Ｊ］． 轻金属， ２０１０（２）７－１１． ［５］ 李长凯，孙 伟，张 刚，等． 调整剂对高硫铝土矿浮选脱硫行为 的影响［Ｊ］． 有色金属（选矿部分）， ２０１１（１）５６－５９． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ３２ 页） ３ 结 论 １） 云南某低品位氧化铅锌矿含铅 ３．４２％、含锌 ２．９３％，品位低，主要有用矿物为铅钒和菱锌矿，脉石 矿物主要有石英、白云石、氟磷灰石和氧化铝，嵌布复 杂，泥化严重，属低品位难选氧化铅锌矿石。 ２） 在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％的条件 下，铅回收率指标较好，采用硫化⁃黄药浮铅的工艺流 程，最终获得了铅品位 ３３．１２％、回收率 ６８．８９％的铅精 矿，基本实现了铅精矿回收。 参考文献 ［１］ 李来顺，刘三军，朱海玲，等． 云南某氧化铅锌矿选矿试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３，３３（３）６９－７３． ［２］ 奚 甡． 海外铅锌资源开发现状及其利用［Ｊ］． 资源再生， ２００９ （７）２２－２４． ［３］ 张俊辉． 浅谈氧化铅锌矿的浮选现状［Ｊ］． 四川有色金属， ２００５ （４）１３－１７． ［４］ 曹异生． 近年铅锌矿业进展及前景展望［Ｊ］． 中国金属通报， ２００７ （３０）３１－３４． ［５］ Ｃｉｃｃｕ Ｒ， Ｃｕｒｒｅｌｉ Ｌ， Ｇｈｉａｎｉ Ｍ． Ｔｈｅ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｏｆ ｌｅａｎ ｓｅｍｉｏｘｉｄｉｚｅｄ ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｏｒｅｓ． Ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ａｎｄ Ｅｃｏｎｏｍｉｃａｌ Ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｏｆ Ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ Ｆｌｏ⁃ ｔａｔｉｏｎ Ｆｌｏｗ⁃ｓｈｅｅｔｓ Ａｐｐｌｉｅｄ ｔｏ Ｓａｒｄｉｎｉａｎ Ｏｒｅｓ［Ｃ］ ∥Ⅷ Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｃｏｎｇｒｅｓｓ， Ｗａｒｓｚａｗａ， Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｏｆ Ｏｘｉｄｉｚｅｄ ａｎｄ Ｍｉｘｅｄ Ｏｘｉｄｅ～Ｓｕｌｐｈｉｄｅ Ｌｅａｄ⁃Ｚｉｎｃ Ｏｒｅｓ， １９９９１２５－１４５． ［６］ Ｏｎａｌ Ｇ， Ａｂｒａｍｏｖ Ａ Ａ． Ｏｐｔｉｍａｌ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｆｏｒ ｏｘｉｄｅ ｌｅａｄ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｆｌｏ⁃ ｔａｔｉｏｎ［Ｃ］∥Ⅸ Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｓｙｍｐｏｓｉｕｍ， Ｅｘｔｅｎｄ⁃ ｅｄ Ａｂｓｔｒａｃｔｓ． Ｃａｐｐａｄｏｃｉａ， Ｔｕｒｋｅｙ， ２００２１０７－１０８． ［７］ Ｐｅｒｅｉｒａ Ｃ Ａ， Ｐｅｒｅｓ Ａ Ｅ Ｃ． Ｒｅａｇｅｎｔｓ ｉｎ ｏｘｉｄｉｚｅｄ ｚｉｎｃ ｏｒｅｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ［Ｃ］∥Ｒｅａｇｅｎｔｓ ０４， Ｆａｌｍｏｕｔｈ ＵＫ， ２００４． ［８］ Ｄａｓｈｔｉ Ａ， Ｒａｓｈｃｈｉ Ｆ， Ａｂｄｉｚａｄｅｈ Ｈ． Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｌｅａｄ ｆｒｏｍ ｚｉｎｃ ｌｅａｃｈ ｒｅｓｉｄｕｅ ｏｆ ａｎ ｏｘｉｄｉｃ ｏｒｅ ｏｆ ａｎｇｏｕｒａｎ ｍｉｎｅ［Ｃ］ ∥Ｒｅａｇｅｎｔｓ ０４， Ｆａｌ⁃ ｍｏｕｔｈ ＵＫ， ２００４． ［９］ 罗仙平，严 群，谢明辉，等． 某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究 ［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２００５（１）７－１０． ［１０］ 张心平． 氧化铅锌矿石浮选新药剂的应用研究［Ｊ］． 矿冶，１９９６， ５（３）４０－４５． ［１１］ 杨永斌，刘晓亮，李 骞，等． 某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的 研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４，３４（３）６５－６８． ［１２］ 牛艳萍，宗京京，丁淑芳，等． 某含砷含碳难处理金矿选矿试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４，３４（２）５０－５３． ［１３］ 陈芳芳，张亦飞，薛 光． 黄金冶炼生产工艺现状及发展［Ｊ］． 中 国有色冶金，２０１１，４０（１）１１－１８． ６３矿 冶 工 程第 ３６ 卷