湖北某地高硫铝土矿浮选脱硫试验研究.pdf

湖北某地高硫铝土矿浮选脱硫试验研究 ① 马智敏１， 陈兴华１， 熊道陵２， 严育红１ （１．平顶山华兴浮选工程技术服务有限公司，河南 平顶山 ４６７０００； ２．江西理工大学 冶金与化学工程学院，江西 赣州 ３４１０００） 摘 要 针对湖北某地典型的高硫铝土矿进行了浮选脱硫试验研究，采用单因素试验方案，重点考察了磨矿细度、矿浆 ｐＨ 值、捕收 剂用量、抑制剂用量、活化剂用量及起泡剂用量对浮选脱硫的影响，得到了浮选脱硫的最佳条件。 在最佳条件下，采用两粗两精两 扫工艺流程可将原矿中的硫含量由３．５６％降到０．２５％，达到了氧化铝工业生产要求；同时获得了 Ｓ 品位２４．０５％、产率１０．９４％的合格 硫精矿。 关键词 高硫铝土矿； 浮选； 脱硫； 选矿 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０４．００９ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０４－００３３－０４ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｆｏｒ Ｄｅｓｕｌｆｕｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｈｉｇｈ⁃Ｓｕｌｆｕｒ Ｂａｕｘｉｔｅ ｆｒｏｍ Ｈｕｂｅｉ ＭＡ Ｚｈｉ⁃ｍｉｎ１， ＣＨＥＮ Ｘｉｎｇ⁃ｈｕａ１， ＸＩＯＮＧ Ｄａｏ⁃ｌｉｎｇ２， ＹＡＮ Ｙｕ⁃ｈｏｎｇ１ （１．Ｐｉｎｇｄｉｎｇｓｈａｎ Ｈｕａｘｉｎｇ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｓｅｒｖｉｃｅ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｐｉｎｇｄｉｎｇｓｈａｎ ４６７１００， Ｈｅｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ａｎｄ Ｃｈｅｍｉｃａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｊｉａｎｇｘｉ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｇａｎｚｈｏｕ ３４１０００， Ｊｉａｎｇｘｉ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ｗｅｒｅ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ ｆｏｒ ｄｅｓｕｌｆｕｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｙｐｉｃａｌ ｈｉｇｈ⁃ｓｕｌｆｕｒ ｂａｕｘｉｔｅ ｉｎ Ｈｕｂｅｉ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ． Ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｓｉｎｇｌｅ ｆａｃｔｏｒ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ， ｗｈｅｒｅ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅｓ ｏｆ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ， ｐｕｌｐ ｐＨ， ａｎｄ ｄｏｓａｇｅ ｏｆ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ｉｎｈｉｂｉｔｏｒ， ａｃｔｉｖａｔｏｒ ａｎｄ ｆｒｏｔｈｅｒ ｏｎ ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ ｅｆｆｅｃｔ ｗｅｒｅ ｉｎｔｅｎｓｉｖｅｌｙ ｓｔｕｄｉｅｄ． Ｗｉｔｈ ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｃｌｅａｎｉｎｇ ａｎｄ ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ， ｔｈｅ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｔｅｎｔ ｃａｎ ｂｅ ｒｅｄｕｃｅｄ ｆｒｏｍ ３．５６％ ｆｏｒ ｔｈｅ ｒａｗ ｏｒｅ ｔｏ ０．２５％ ｆｏｒ ｔｈｅ ｂａｕｘｉｔｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ， ｗｈｉｃｈ ｍｅｅｔｓ ｔｈｅ ｒｅｑｕｉｒｅｍｅｎｔｓ ｆｏｒ ａｌｕｍｉｎａ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ． Ｍｅａｎｗｈｉｌｅ， ａ ｑｕａｌｉｆｉｅｄ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２４．０５％ ｗｉｔｈ ａ ｙｉｅｌｄ ｏｆ １０．９４％ ｃａｎ ｂｅ ｐｒｏｄｕｃｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｈｉｇｈ⁃ｓｕｌｆｕｒ ｂａｕｘｉｔｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ； ｏｒｅ ｄｒｅｓｓｉｎｇ 随着工业不断发展，我国铝资源消耗也在逐步增 加，优质的铝土矿资源已开发殆尽，贫矿资源正在被开 发应用。 我国铝土矿贫矿的主要特点是高铝高硅高硫 高铁，为了应用这些矿石，需要采用选矿方法进行预处 理［１］。 铝土矿中硫杂质太多对拜耳法工艺带来很大 的影响，比如积压在铝酸钠溶液中的大量硫化物会对 溶出、沉降和蒸发等工序产生极大的危害，严重时会致 使氧化铝生产系统无法顺利操作，造成工业生产停滞。 生产氧化铝时所使用的原料及燃料都是硫的主要来 源［２－３］。 本文针对湖北某地典型高硫铝土矿进行了脱 硫试验研究。 １ 矿石性质 原矿化学多元素分析结果见表 １，基于化学多元 素分析和 Ｘ 衍射分析得出的矿物组成结果见表 ２。 由 化学成分和矿物组成特点可知，矿样中有用矿物主要 为一水硬铝石，脉石矿物主要有大量的绿泥石、少量的 伊利石和方解石，铁矿物主要为黄铁矿，钛矿物为锐钛 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Ａｌ２Ｏ３ＳｉＯ２Ｆｅ２Ｏ３ＴｉＯ２Ｋ２ＯＮａ２ＯＣａＯＭｇＯ ＳＣ灼碱 ５３．９５６．５７１３．８１３．２７０．２００．０５２．９５０．４１３．５６１．７５ ①收稿日期 ２０１６－０２－１９ 基金项目 国家自然科学基金资助项目（５１３６４０１４） 作者简介 马智敏（１９８９－）， 男，黑龙江鹤岗人，硕士，主要从事浮选药剂及选矿新工艺研究。 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 表 ２ 矿样矿物组成（质量分数） ／ ％ 一水硬铝石绿泥石伊利石方解石黄铁矿锐钛矿 ５７２４２５．３５２．３ 矿。 原矿中硫含量达到 ３．５６％。 根据化学成分和矿物组 成特点，该矿样属于典型的一水硬铝石型高硫铝土矿。 ２ 试验方法 铝土矿浮选流程见图 １。 B3 AD0 pHC0 0/0 ;0 870 *1 *2 4235*23 63 ;0 870 3 min 4 min 图 １ 试验原则流程 ３ 试验结果与讨论 ３．１ 磨矿细度对浮选脱硫的影响 对嵌布粒度细且贫化的矿石而言，磨矿细度对浮 选分离的影响至关重要［４］。 磨矿细度对浮选脱硫的 影响见图 ２。 由图 ２ 可知，随着磨矿细度提高，铝粗精 矿中硫含量逐渐降低，硫脱除率逐渐升高。 当磨矿细 度达到－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８８％时，铝粗精矿中硫含量 最低，为 ０．５２％，硫脱除率达到最大，为 ８８．５４％。 确定 粗磨合适的磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８８％。 -0.074 mm40/4 1.4 1.2 1.0 0.8 0.6 0.4 90 85 80 75 70 65 707580859590 4/4 4*5 图 ２ 磨矿细度对浮选脱硫指标的影响 ３．２ 粗选丁基黄药用量对浮选脱硫的影响 捕收剂丁基黄药用量对浮选脱硫的影响见图 ３。 由图 ３ 可见，随着丁基黄药用量增加，铝粗精矿中硫含 量逐渐降低。 当丁基黄药用量为 ２５０ ｇ／ ｔ 时，脱硫率达 到最高，为 ９１．９４％。 因此选取丁基黄药用量 ２５０ ｇ／ ｔ 进行后续试验。 ;0A4g t-1 0.58 0.56 0.54 0.52 0.50 0.48 0.46 92 90 88 86 84 100150200250300 4/4 4*5 图 ３ 捕收剂用量对浮选脱硫指标的影响 ３．３ 矿浆 ｐＨ 值对浮选脱硫的影响 酸性条件下浮选脱硫对设备会造成一定危害，所 以铝土矿脱硫脱硅过程通常在弱碱性条件下进行［５］。 碳酸钠用量对浮选脱硫指标的影响结果见图 ４。 由图 ４ 可知，随着碳酸钠用量不断增多，铝粗精矿中硫含量 先下降后升高，当矿浆 ｐＨ ＝ ９ 时，粗精矿中硫含量达 到最低值 ０．４８％，硫脱除率达到最大值 ８９．４７％。 故选 择矿浆 ｐＨ＝９。 31pHD 1.0 0.9 0.8 0.7 0.6 0.5 0.4 92 90 88 86 84 82 80 78 78910 4/4  4*5  图 ４ 矿浆 ｐＨ 值对浮选脱硫指标的影响 ３．４ 抑制剂 ＳＮＳ 用量对浮选脱硫的影响 抑制剂 ＳＮＳ 用量对浮选脱硫的影响结果见图 ５。 由图 ５ 可知，随着抑制剂 ＳＮＳ 用量不断增加，铝粗精 矿中硫含量先降低后升高，硫脱除率在 ＳＮＳ 用量为 ３００ ｇ／ ｔ 时达到最大值，随后降低。 因此选用 ＳＮＳ 用量 为 ３００ ｇ／ ｔ。 ３．５ 活化剂 ＣｕＳＯ４用量对浮选脱硫的影响 活化剂 ＣｕＳＯ４用量对浮选脱硫的影响结果见图 ６。 由图 ６ 可知，随着硫酸铜用量不断增加，硫脱除率先增 大后降低，当硫酸铜用量为 ８０ ｇ／ ｔ 时，硫脱除率达到最 ４３矿 冶 工 程第 ３６ 卷 大 ９１．９４％，同时铝粗精矿中硫含量为 ０．４８％。 由此可 见浮选脱硫活化剂硫酸铜用量以 ８０ ｇ／ ｔ 为宜。 AD0A4g t-1 1.0 0.9 0.8 0.7 0.6 0.5 0.4 89 88 87 86 85 84 83 100150250200300400350 4/4 4*5 图 ５ 抑制剂用量对浮选脱硫的影响 0/0A4g t-1 0.58 0.56 0.54 0.52 0.50 0.48 0.46 92 90 88 86 84 200406080100120 4/4 4*5 图 ６ 活化剂用量对浮选脱硫的影响 ３．６ 起泡剂 ２＃油用量对浮选脱硫的影响 起泡剂 ２＃油用量对浮选脱硫的影响见图 ７。 由图 ７ 可见，随着起泡剂 ２＃油用量增加，铝粗精矿中硫含量 先降低后升高，当粗选起泡剂用量为 ４０ ｇ／ ｔ 时，铝粗精 矿中硫含量为０．３９％，达到最低，硫脱除率达到了８７．７９％， 所以选择起泡剂 ２＃油用量为 ４０ ｇ／ ｔ。 870A4g t-1 0.52 0.50 0.48 0.46 0.44 0.42 0.40 0.38 94 92 90 88 86 84 82 3040506070 4/4 4*5 图 ７ 起泡剂用量对浮选脱硫的影响 ３．７ 浮选脱硫精选次数试验 在探索试验及条件试验的基础上，确定粗选磨矿 细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８８％，ＳＮＳ 用量 ３００ ｇ／ ｔ，ｐＨ＝９， ＣｕＳＯ４用量 ８０ ｇ／ ｔ，丁基黄药用量 ２５０ ｇ／ ｔ，２＃油用量 ４０ ｇ／ ｔ，浮选脱硫精选次数结果见表 ３。 表 ３ 浮选脱硫精选次数试验结果 精选次数产品名称产率／ ％Ｓ 品位／ ％Ｓ 回收率／ ％ 铝精矿７１．０２０．２９５．７９ １ 中矿６．６５２．４９４．６５ 尾矿１９．１８１２．５０６７．３３ 原矿１００．００３．５６１００．００ 铝精矿７０．１６０．２５４．９３ 中矿 １４．９２２．５０３．４６ ２中矿 ２３．７８１．２０１．２７ 尾矿２０．８７１１．８０６９．１８ 原矿１００．００３．５６１００．００ 由表 ３ 可见，精选 １ 次的铝精矿中硫含量为 ０．２９％，这对于工业应用上降低至 ０．３％是不稳定的， 精选 ２ 次的铝精矿中硫含量达到了 ０．２５％，铝精矿产 率为７０．１６％，较精选１ 次的铝精矿产率仅低了０．８６ 个 百分点，所以最终确定精选次数为 ２ 次。 ３．８ 浮选脱硫全流程试验 根据条件试验确定的各工艺条件进行了全流程试 验，试验流程见图 ８，结果见表 ４。 由表 ４ 可见，通过两 次开路试验，铝精矿中硫含量都降到了０．３％以下， Ａｌ２Ｏ３回收率都达到了 ７５％左右，采用硫扫选一次工艺 流程，硫精矿品位达到 ２４．０５％，硫脱除率为 ７９．５５％；采 用硫扫选两次工艺流程，硫精矿品位仅达到 ２９．３０％，产 率为 ８．４４％，较硫扫选一次低。 从经济角度考虑，采用 硫扫选一次为宜。 B3 63 A0g/t SNS Na2CO3 CuSO4 ,0/A 2A *1 21 22 1 D31 D32 *2 423 523 3 3000 4000 80 250 40 4 min 3 min 3 min 5 min 4 min 2 D33 3 min -0.074 mmC88 pH8 9 ,0/A 2A 100 30 ,0/A 2A 100 20 SNS CuSO4 ,0/A 2A 800 40 200 30 图 ８ 浮选脱硫全流程 ５３第 ４ 期马智敏等 湖北某地高硫铝土矿浮选脱硫试验研究 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