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广东某铅锌矿选矿试验研究 ① 刘子帅１， 郭业东２， 毛佐国３ （１．广西冶金研究院， 广西 南宁 ５３００２３； ２．广西高峰矿业有限公司， 广西 河池 ５４７２０５； ３．广西贺州市金琪矿业有限责任公司， 广西 贺州 ５４２８２１） 摘 要 针对某难选硫化⁃氧化混合铅锌矿嵌布粒度细、含泥高的特点，在不脱泥的条件下，采用硫化⁃黑药法浮铅、硫化⁃黄药法浮锌、 水玻璃＋六偏磷酸钠组合抑制脉石同时分散矿泥的先铅后锌浮选原则流程，小型闭路试验可获得铅精矿 Ｐｂ 品位 ４７．１６％、Ｚｎ 品位 ５． ３５％、Ａｇ 含量 ３６３．２５ ｇ／ ｔ、Ｐｂ 回收率 ６９．２８％、Ａｇ 回收率 ５８．９１％，锌精矿锌品位 ４６．５４％、锌回收率 ８５．５２％的良好指标。 关键词 浮选； 混合铅锌矿； 组合抑制剂； 组合捕收剂 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０４．０１５ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０４－００５４－０５ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｏｆ ａ Ｌｅａｄ⁃Ｚｉｎｃ Ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｇｕａｎｇｄｏｎｇ ＬＩＵ Ｚｉ⁃ｓｈｕａｉ１， ＧＵＯ Ｙｅ⁃ｄｏｎｇ２， ＭＡＯ Ｚｕｏ⁃ｇｕｏ３ （１．Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｇｕａｎｇｘｉ， Ｎａｎｎｉｎｇ ５３００２３， Ｇｕａｎｇｘｉ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｇｕａｎｇｘｉ Ｇａｏｆｅｎｇ Ｍｉｎｉｎｇ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｈｅｃｈｉ ５４７２０５， Ｇｕａｎｇｘｉ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｇｕａｎｇｘｉ Ｈｅｚｈｏｕ Ｊｉｎｑｉ Ｍｉｎｉｎｇ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｈｅｚｈｏｕ ５４２８２１， Ｇｕａｎｇｘｉ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄ ｂｙ ｆｉｎｅ ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｉｏｎ ｓｉｚｅ ａｎｄ ｈｉｇｈ ｓｌｉｍｅ ｃｏｎｔｅｎｔ， ａ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｓｕｌｆｉｄｅ⁃ｏｘｉｄｅ ｍｉｘｅｄ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｇｕａｎｇｄｏｎｇ ｗａｓ ｐｒｏｃｅｓｓｅｄ ｂｙ ａｄｏｐｔｉｎｇ ａ Ｐｂ／ Ｚｎ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ， ｗｈｉｃｈ ｃｏｎｓｉｓｔｓ ｏｆ ｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ⁃ ｄｉｔｈｉｏｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｍｅｔｈｏｄ ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒ ｌｅａｄ ｍｉｎｅｒａｌｓ， ｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ⁃ｘａｎｔｈａｔｅ ｍｅｔｈｏｄ ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒ ｚｉｎｃ ｍｉｎｅｒａｌｓ， ａｎｄ ａ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｗａｔｅｒ ｇｌａｓｓ ａｎｄ ｓｏｄｉｕｍ ｈｅｘａｍｅｔａｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｕｓｅｄ ｔｏ ｄｅｐｒｅｓｓ ｇａｎｇｕｅｓ． Ｔｈｅ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｂａｔｃｈ ｔｅｓｔ ｗｉｔｈ ｓｕｃｈ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｙｉｅｌｄｅｄ ａ ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ４７．１６％ Ｐｂ， ５．３５％ Ｚｎ ａｎｄ ３６３．２５ ｇ／ ｔ Ａｇ ｗｉｔｈ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓ ｏｆ ６９．２８％ Ｐｂ， ５８．９１％Ａｇ， ａｓ ｗｅｌｌ ａｓ ａ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｐｐｒｏａｃｈｉｎｇ ４６．５４％ Ｚｎ ｇｒａｄｅ ａｔ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ８５．５２％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； Ｐｂ⁃Ｚｎ ｂｅａｒｉｎｇ ｏｒｅｓ； ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ； ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒｓ 随着社会快速发展，我国对金属铅、锌需求量越来 越大。 矿产资源开采加剧，使易选硫化铅锌矿资源日 益枯竭，人们开始注重难选氧化铅锌矿的回收［１－６］。 由于混合铅锌矿矿石性质复杂，矿物组成较多，有用矿 物可浮性差异大、嵌布粒度细，含泥量高及可溶性盐的 影响，混合氧化铅锌矿选别难度更大［７－８］。 因此，研究 混合氧化铅锌矿的选别分离技术势在必行。 １ 矿石性质 广东某铅锌矿含铅 ３．７４％，铅以白铅矿为主，其次 为方铅矿；原矿含锌 ６．６２％，以闪锌矿为主，其次为白 铅矿；脉石矿物主要为石英、方解石和绿泥石等，矿石 易泥化。 原矿嵌布粒度较细，并含有炭质。 综合来看， 该矿属难选硫化⁃氧化混合铅锌矿，主要回收元素为铅 和锌，伴生回收银。 原矿化学多元素分析结果见表１，铅 锌物相分析结果见表 ２，原矿矿物组成及含量见表 ３。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＰｂＺｎＦｅＳＡｓＭｇＯＣａＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３Ａｇ１）Ｃ ３．７４６．６２７．９２９．８２０．０４７１．１８１．５２４２．２４ １１．６２ ３４．２０１．４８ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 铅锌物相分析结果 相态 铅锌 含量／ ％占有率／ ％含量／ ％占有率／ ％ 硫化相１．１７３１．２８４．４６６７．１７ 氧化相１．９６５２．４１１．８５２７．８６ 其他０．６１１６．３１０．３３４．９７ 合计３．７４１００．００６．６４１００．００ 表 ３ 矿物组成及含量（质量分数）％ 方铅矿 闪锌矿 白铅矿铅矾菱锌矿 异极矿 褐铁矿锌矾 ０．８７５．０６２．１３０．３３１．１７０．３９４．０２０．３０ 铅铁矾 黄铁矿毒砂石英方解石 绿泥石 高岭土其他 ０．１０１０．８７０．１０４０．３５１０．６７８．５８３．２６１１．７０ ①收稿日期 ２０１５－０２－０６ 作者简介 刘子帅（１９８７－），男，江西上饶人，工程师，硕士，研究方向为矿物分选工艺及资源综合利用。 第 ３５ 卷第 ４ 期 ２０１５ 年 ０８ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №４ Ａｕｇｕｓｔ ２０１５ ２ 试验方案确定 氧化铅锌矿分选常用方法为“先硫后氧法”和“先 铅后锌法”，本文所研究矿石属混合氧化铅锌矿，采用 “先铅后锌法”工艺流程简单易行。 矿石铅氧化率较 高，锌氧化率较低，为最大限度回收铅锌，需对铅锌进 行硫化后再浮选；原矿粒度组成分布不均，且铅锌金属 嵌布粒度较细，脱泥易造成金属损失，为保证金属不损 失、减少矿物过磨且有用矿物达到单体解离，故原矿采 用不脱泥流程，先进行预先分级再磨矿，磨矿产品进入 浮选。 试验原则流程见图 １。 B3 63 B,0 823 - 233 8- 图 １ 原则流程 ３ 选矿试验研究 ３．１ 磨矿细度试验 由于原矿嵌布粒度较细，为了保证金属单体解离， 需对矿石进行细磨。 固定铅浮选药剂用量碳酸钠 １ ５００ ｇ／ ｔ、水玻璃 ６００ ｇ／ ｔ、六偏磷酸钠 ３００ ｇ／ ｔ、ＺｎＳＯ４ ６００ ｇ／ ｔ、Ｎａ２ＳＯ３６００ ｇ／ ｔ、Ｎａ２Ｓ ４ ０００ ｇ／ ｔ、丁铵黑药 ４０ ｇ／ ｔ、苯胺黑药 ４０ ｇ／ ｔ。 扫选捕收剂减半，其他药剂 不添加。 磨矿细度试验流程同图 １，结果见图 ２。 8*238 8*23/;5                88 8 8/;5 15 12 9 6 60 50 40 30 60 70 80 90 -0.074 mm40/4 图 ２ 磨矿细度试验结果 由图 ２ 可知，随着磨矿细度变细，铅粗精矿铅品位 增大，锌品位降低，铅回收率先增大后降低，表明磨矿细 度越细，越利于矿物单体解离，但粒度太细也会影响铅 回收率，因此确定磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％。 ３．２ 铅粗选条件试验 ３．２．１ 碳酸钠用量试验 碳酸钠既可调节矿浆 ｐＨ 值， 也可起到分散矿泥的作用。 固定磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒 级占 ８０％，其他药剂用量分别为水玻璃 ６００ ｇ／ ｔ、六偏 磷酸钠 ３００ ｇ／ ｔ、ＺｎＳＯ４６００ ｇ／ ｔ、Ｎａ２ＳＯ３６００ ｇ／ ｔ、Ｎａ２Ｓ ４ ０００ ｇ／ ｔ、丁铵黑药 ４０ ｇ／ ｔ、苯胺黑药 ４０ ｇ／ ｔ。 扫选捕 收剂减半，其他药剂不添加。 碳酸钠用量试验结果见 图 ３。 8 8/;5 15 12 9 6 3 0 60 50 40 30 0 500 1000 1500 2000 图 ３ 碳酸钠用量试验结果 由图 ３ 可知，随着碳酸钠用量增加，铅粗精矿铅品 位及回收率增大，锌品位略有降低，铅回收率增大。 综 合考虑确定碳酸钠用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ。 ３．２．２ 脉石抑制剂用量试验 原矿脉石主要以石英 和方解石为主，据文献报道，水玻璃和六偏磷酸钠分别 对石英和方解石抑制效果好，同时具有分散矿泥和碳 泥的作用［９］，可达到不脱泥条件下对浮选影响较小的 效果。 通过条件试验，确定二者用量比例为 ２ ∶１（质量 比）。 固定磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，其他药 剂用量分别为 碳酸钠 １ ５００ ｇ／ ｔ、 ＺｎＳＯ４６００ ｇ／ ｔ、 Ｎａ２ＳＯ３６００ ｇ／ ｔ、Ｎａ２Ｓ ４ ０００ ｇ／ ｔ、丁铵黑药 ４０ ｇ／ ｔ、苯胺 黑药 ４０ ｇ／ ｔ。 扫选捕收剂减半，其他药剂不添加。 试 验结果见图 ４。 5;E/AD0DA4g t-1 8*238 8*23/;5                18 15 12 9 6 3 60 55 50 45 40 0 300 600 900 1200 1500    88 8 8/;5 图 ４ 脉石抑制剂用量试验结果 由图 ４ 可知，随着组合抑制剂用量增大，铅粗精矿 ５５第 ４ 期刘子帅等 广东某铅锌矿选矿试验研究 铅品位增大，铅回收率先增加后降低。 当抑制剂用量过 大时，矿物表面会吸附大量六偏磷酸钠阴离子，阻止捕 收剂的吸附，从而抑制铅矿物的浮选。 因此确定脉石 抑制剂总用量为 １ ２００ ｇ／ ｔ，其中水玻璃用量 ８００ ｇ／ ｔ， 六偏磷酸钠用量 ４００ ｇ／ ｔ。 ３．２．３ 锌抑制剂用量试验 矿石中锌以闪锌矿为主， 铅浮选时需控制锌上浮。 硫酸锌和亚硫酸钠是常用的 锌抑制剂，二者组合使用时产生的协同作用可产生较好 的抑制效果，探索试验确定硫酸锌与亚硫酸钠用量比例 为 ２∶１（质量比），亚硫酸钠过量可抑制方铅矿。 固定磨 矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，其他药剂用量分别为 碳酸钠 １ ５００ ｇ／ ｔ、水玻璃 ８００ ｇ／ ｔ、六偏磷酸钠 ４００ ｇ／ ｔ、 Ｎａ２Ｓ ４ ０００ ｇ／ ｔ、丁铵黑药４０ ｇ／ ｔ、苯胺黑药４０ ｇ／ ｔ。 扫选 捕收剂减半，其他药剂不添加。 试验结果见图 ５。 E/AD0DA4g t-1 8*238 8*23/;5            15 12 9 6 3 0 60 50 40 30 600 900 1200 1500    88 8 8/;5 图 ５ 锌抑制剂用量试验结果 由图 ５ 可知，随着抑制剂用量增大，铅粗精矿铅品 位增大，锌品位和铅回收率降低。 综合考虑确定锌组 合抑制剂总用量为 ９００ ｇ／ ｔ，其中硫酸锌用量 ６００ ｇ／ ｔ， 亚硫酸钠用量 ３００ ｇ／ ｔ。 ３．２．４ 硫化钠用量试验 硫化钠是氧化铅锌矿浮选 最常用的硫化剂。 有研究认为，为提高矿物选择性， 硫化钠用量比矿浆 ｐＨ 值更重要［１０］。 硫化钠用量过 大不仅使矿浆 ｐＨ 值偏高，且会抑制硫化铅。 粗选固 定磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，其他药剂用量分 别为碳酸钠 １ ５００ ｇ／ ｔ、水玻璃 ８００ ｇ／ ｔ、六偏磷酸钠 ４００ ｇ／ ｔ、ＺｎＳＯ４６００ ｇ／ ｔ，Ｎａ２ＳＯ３３００ ｇ／ ｔ、丁铵黑药 ４０ ｇ／ ｔ、 苯胺黑药 ４０ ｇ／ ｔ。 扫选捕收剂减半，其他药剂不添加。 试验结果见图 ６。 由图 ６ 可知，随着硫化钠用量增大， 铅粗精矿铅品位以及锌品位降低，铅回收率先增大后 降低，说明硫化钠用量过大，确实会对铅产生抑制，因 此确定硫化钠用量为 ６ ０００ ｇ／ ｔ。 ３．２．５ 捕收剂用量试验 捕收剂的选择对铅回收率 至关重要，通过前期大量探索试验，对铅捕收剂进行筛 选，最终确定丁铵黑药 ∶苯胺黑药用量比例为１ ∶ ２（质 量比）的组合捕收剂对硫化铅捕收效果较好。同时试 4/6A4g t-1 8*238 8*23/;5            15 12 9 6 3 0 60 50 40 30 4000 6000 8000 10000    88 8 8/;5 图 ６ 硫化钠用量试验结果 验还发现，铅浮选时适当添加十八胺可回收部分难硫化 的氧化铅，进一步提高铅回收率。 对丁铵黑药＋苯胺黑 药组合捕收剂和十八胺分别进行用量试验。 固定磨矿 细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，其他药剂用量分别为碳 酸钠 １ ５００ ｇ／ ｔ、水玻璃 ８００ ｇ／ ｔ、六偏磷酸钠 ４００ ｇ／ ｔ、 ＺｎＳＯ４６００ ｇ／ ｔ，Ｎａ２ＳＯ３３００ ｇ／ ｔ、Ｎａ２Ｓ ６０００ ｇ／ ｔ。 扫选捕 收剂减半，其他药剂不添加。 试验流程同图 １，试验结 果分别见图 ７ 和图 ８。 8E/;0DA4g t-1 8*238 8*23/;5             15 12 9 6 3 0 60 50 40 30 60 90 120 150    88 8 8/;5 图 ７ 铅组合捕收剂试验结果 ;A4g t-1 8*238 8*23/;5             15 12 9 6 3 60 55 50 45 40 0 50 100 150    88 8 8/;5 图 ８ 十八胺用量试验结果 图 ７ 结果表明，随着组合捕收剂用量增大，铅粗精 矿铅品位降低，锌品位和铅回收率增大，但铅回收率增 幅较小，因此确定组合捕收剂总用量为 １２０ ｇ／ ｔ，其中 丁铵黑药用量 ４０ ｇ／ ｔ，苯胺黑药用量 ８０ ｇ／ ｔ。 图 ８ 结果 ６５矿 冶 工 程第 ３５ 卷 表明，随着十八胺用量增大，铅回收率逐渐增大，当用 量为 １００ ｇ／ ｔ 时效果较好。 ３．３ 锌粗选条件试验 ３．３．１ 脉石抑制剂用量试验 前期试验发现锌浮选 时，矿泥影响较大，恶化锌浮选。 而添加水玻璃和六偏 磷酸钠组合抑制剂后效果明显改善。 对二者进行用量 试验，比例为２∶１（质量比）。 固定磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８０％，其他药剂用量分别为Ｎａ２Ｓ ３ ０００ ｇ／ ｔ、 ＣｕＳＯ４３００ ｇ／ ｔ、丁基黄药 ８０ ｇ／ ｔ、２＃油 ３０ ｇ／ ｔ。 扫选捕 收剂减半，其他药剂不添加。 试验结果见图 ９。 5;AD0DA4g t-1 *238 *23/;5           30 25 20 15 10 80 70 60 50 0 300 600 900 1200   8 /;5 图 ９ 脉石抑制剂用量试验结果 由图 ９ 可知，随着组合抑制剂用量增大，锌粗精矿 锌品位增大，锌回收率先增大后降低，说明用量过大， 也会对锌浮选产生影响。 因此确定脉石组合抑制剂总 用量为 ６００ ｇ／ ｔ，其中水玻璃用量 ４００ ｇ／ ｔ，六偏磷酸钠 用量 ２００ ｇ／ ｔ。 ３．３．２ 硫化钠用量试验 固定磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒 级占 ８０％，其他药剂用量分别为水玻璃 ４００ ｇ／ ｔ，六偏 磷酸钠 ２００ ｇ／ ｔ、ＣｕＳＯ４３００ ｇ／ ｔ、丁基黄药 ８０ ｇ／ ｔ、２＃油 ３０ ｇ／ ｔ。 扫选捕收剂减半，其他药剂不添加。 试验结 果见图 １０。 4/6A4g t-1 *238 *23/;5         40 35 30 25 20 80 70 60 50 1000 2000 3000 4000   8 /;5 图 １０ 硫化钠用量试验结果 由图 １０ 可知，硫化钠用量为 ３ ０００ ｇ／ ｔ 时，锌粗精 矿锌回收率较高，而用量过大时，硫化锌被抑制，锌回 收率降低。 ３．３．３ 活化剂和捕收剂用量试验 采用硫酸铜作闪锌 矿活化剂，丁基黄药作捕收剂，２＃油为起泡剂，对锌进行 浮选。 通过条件试验确定硫酸铜用量为 ２００ ｇ／ ｔ，丁基 黄药用量为 １００ ｇ／ ｔ。 ３．４ 闭路试验 在前期良好的条件试验和开路试验结果基础上， 进行了闭路试验，并优化了部分药剂制度，试验流程见 图 １１，试验结果见表 ４。 823 B3 63 B,0 A0g/t Na2CO3 ;44843 ;4 4846 Na2S CuSO4 ,0/A 2A 400 200 4000 200 100 30 5 min 3 min 3 min 3 min 2 min -0.074 mmC80 8- 21 21 - 22 22 2 2 23 1 1 ,0/A 2A ,0/A 2A 图 １１ 闭路试验流程 表 ４ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＡｇ１）ＰｂＺｎＡｇ 铅精矿５．５４４７．１６５．３５３６３．２５６９．２８４．４９５８．９１ 锌精矿１２．１２３．２４４６．５４６５．６６１０．４１８５．５２２３．３０ 尾矿８２．３４０．９３０．８０７．３８２０．３１９．９９１７．７９ 原矿１００．００３．７７６．６０３４．１６１００．００１００．００１００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ７５第 ４ 期刘子帅等 广东某铅锌矿选矿试验研究 闭路试验可获得铅精矿 Ｐｂ 品位 ４７．１６％、Ｚｎ 品位 ５．３５％、Ａｇ 含量 ３６３．２５ ｇ／ ｔ、Ｐｂ 回收率 ６９．２８％、Ａｇ 回收 率 ５８．９１％，锌精矿锌品位 ４６．５４％、锌回收率 ８５．５２％的 良好指标。 ４ 结 语 １） 广东某铅锌矿含铅 ３．７４％，含锌 ６．６２％，铅氧 化率 ５２．４１％，锌氧化率 ２７．８６％。 原矿嵌布粒度较细， 并含有炭质，属难选硫化⁃氧化混合铅锌矿。 ２） 试验制定了先铅后锌的原则流程，在不脱泥的 条件下，采用硫化⁃黑药法浮铅、硫化⁃黄药法浮锌，水 玻璃＋六偏磷酸钠组合抑制脉石，同时分散矿泥。 铅 经一粗三精两扫、锌经一粗两精两扫的闭路试验，结果 可获得铅精矿 Ｐｂ 品位 ４７．１６％、Ｚｎ 品位 ５．３５％、Ａｇ 含 量 ３６３．２５ ｇ／ ｔ、Ｐｂ 回收率 ６９．２８％、Ａｇ 回收率 ５８．９１％， 锌精矿锌品位 ４６．５４％、锌回收率 ８５．５２％的良好指标， 铅、锌、银得到较好回收。 参考文献 ［１］ 简 胜，杨 林． 云南某高铁氧化铅锌矿选冶工艺回收铅、锌及铁 的试验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（３）３７－３９． ［２］ 张 晶，简 胜，王少东，等． 云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试 验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（４）５５－５８． ［３］ 曹 飞，吕 良，李文军，等． 豫西某难选铅锌矿选矿试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３（６）３６－３７． ［４］ 程建国． 低品位微细粒氧化铅锌矿选冶工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（５）１０６－１１０． ［５］ 陆 智，蔡振波，刘子帅． 氧化铅锌矿浮选工艺研究进展［Ｊ］． 有 色金属工程， ２０１４，４（４）７７－８０． ［６］ 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． ［７］ 罗仙平，周贺鹏，周 跃，等． 提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标 新工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１１（３）３５－３９． ［８］ 皇甫明柱，王宏菊，刘全军． 云南某低品位氧化铅锌矿石选矿试验 研究［Ｊ］． 金属矿山， ２００９（８）４９－５２． ［９］ Ｅｊｔｅｍａｅｉ Ｍ， Ｉｒａｎｎａｊａｄ Ｍ， Ｇｈａｒａｂａｇｈｉ Ｍ． Ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｉｍｐｏｒｔａｎｔ ｆａｃ⁃ ｔｏｒｓ ｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｚｉｎｃ ｏｘｉｄｅ ｍｉｎｅｒａｌ ｕｓｉｎｇ ｃａｔｉｏｎｉｃ，ａｎｉｏｎｉｃ ａｎｄ ｍｉｘｅｄ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒｓ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１１，２４１４０２－１４０８． ［１０］ 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． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ５０ 页） ４ 结 语 １） 对西藏某磁赤铁混合铁矿进行了选铁试验研 究。 采用连续磨矿⁃弱磁⁃强磁选流程，针对 ＴＦｅ 品位 ３９．２３％的磁赤混合铁矿，获得了混合铁精矿产率 ４８．８６％、 ＴＦｅ 品位 ６３．５０％、ＴＦｅ 回收率 ８０．５０％的较好选矿指标。 ２） 在流程试验的基础上，对选矿生产设备进行了 优化配置。 其中破碎采用进口 ＣＪ４１１ 颚式破碎机及 ＣＨ４３０－ＥＣ、ＣＨ４４０－ＭＦ 单缸液压圆锥破碎机；磨矿分 级采用一个磨矿系列，ＭＱＹ３６００ ６０００ 湿式溢流型球 磨机 １ 台，Φ５００ ６ 旋流器组 １ 组；脱水采用 ＨＲＣ 高 效浓密机和压滤机组合。 设备配置方案高效节能，经 济合理，能较好满足选矿生产要求。 参考文献 ［１］ 黄红军，胡岳华，扬 帆，等． 复杂难选红铁矿磁化焙烧⁃磁选工艺 及机理研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１０（６）３８－４１． ［２］ 刘 杰，周明顺，翟立委，等． 中国复杂难选铁矿的研究现状［Ｊ］． 中国业， ２０１１（５）６３－６６． ［３］ 张宗旺，李 健，李 燕，等． 国内难选铁矿的开发利用现状及发 展［Ｊ］． 有色金属科学与工程， ２０１２（１）７２－７７． ［４］ 郭效东，辛贵强，张 茂． 西藏某碱性低磷硫磁赤混合铁矿选铁试 验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１２（３）６１－６３． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ５３ 页） 由表 ５ 可以看出，矿石中镍矿物粒度略粗于铜矿 物，但它们均属较典型不均匀细粒嵌布的范畴。 仅仅从 嵌布粒度上分析，欲将镍矿物与铜矿物分开独立回收， 磨矿细度－０．０５２ ｍｍ 较为合适，此时大约 ９５％的镍矿物 和 ８５％的铜矿物可呈单体状态产出；但欲将各金属硫化 物以及它们的集合体一起回收，在初选阶段磨矿细度 －０．１０５ ｍｍ 左右即可，此时－０．０７４ ｍｍ 粒级约占 ８５％。 ４ 结 论 １） 镍矿物和铜矿物主要为不规则粒状，与嵌连矿 物之间的关系均较为复杂。 必须通过足够细磨才能使 它们得到较好的解离，以保证镍精矿和铜精矿的质量。 从矿物组成和产出形式分析，先获得硫化物粗精矿再 进行铜镍分离应是选矿试验的重点。 ２） 镍矿物和铜矿物粒度不均匀，矿物部分呈微粒状 产出，即使细磨也将呈连生体产出，如将其回收到精矿中 势必影响精矿质量，不回收则将影响镍和铜的回收率。 ３） 虽然有利于目的矿物解离的蛇纹石、滑石、绿 泥石等硬度低的鳞片状脉石含量较高，但磨矿、搅拌过 程中它们均极易生成细泥而恶化分选环境，因此强化 脱泥作业可能将在一定程度上改善分选指标。 ４） 矿石中硅酸镍所占比例较大，这是采用浮选作 业分选矿石中镍矿物时镍回收率偏低的主要原因。 参考文献 ［１］ 黄建芬，余江鸿． 新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究［Ｊ］． 金属矿 山，２０１１（１１）９２－９５． ［２］ 邢方丽，肖宝清． 新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究［Ｊ］． 有色金 属（选矿部分），２０１０（１）２０－２５． ８５矿 冶 工 程第 ３５ 卷