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某铜铅锌矿清洁浮选技术研究 ① 张 晶１，２， 王少东１，２， 乔吉波１，２， 简 胜１，２， 阚赛琼１，２ （１．昆明冶金研究院，云南 昆明 ６５００３１； ２．云南省选冶新技术重点实验室，云南 昆明 ６５００３１） 摘 要 对某嵌布粒度不均匀的铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。 采用铜铅混选⁃铜铅分离⁃尾矿选锌的浮选工艺流程，采用 硫化钠作铜铅分离调整剂，可得到含铜 １９．８７％、铜回收率 ８３．４６％的铜精矿，含铅 ５４．１９％、铅回收率 ８３．５７％的铅精矿和含锌 ５２．５７％、锌回收率 ８９．３９％的锌精矿。 矿石中的伴生银大多富集于各浮选精矿中，银在铜、铅和锌精矿中的含量分别为 １６５．２，５３７．６ 和 １５．１ ｇ／ ｔ，银总回收率 ７７．１９％。 各有价金属都得到了很好地回收。 关键词 清洁浮选； 铜铅锌矿； 铜铅分离； 硫化钠 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０６．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０６－００４９－０４ Ｃｌｅａｎ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｃｕ⁃Ｐｂ⁃Ｚｎ Ｏｒｅ ＺＨＡＮＧ Ｊｉｎｇ１，２， ＷＡＮＧ Ｓｈａｏ⁃ｄｏｎｇ１，２， ＱＩＡＯ Ｊｉ⁃ｂｏ１，２， ＪＩＡＮ Ｓｈｅｎｇ１，２， ＫＡＮ Ｓａｉ⁃ｑｉｏｎｇ１，２ （１．Ｋｕｎｍｉｎｇ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００３１， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｔｈｅ Ｋｅｙ Ｌａｂ ｏｆ Ｎｅｗ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｏｆ Ｙｕｎｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００３１， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｍｉｎｅｒａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｔｅｓｔｓ ｗｅｒｅ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｔｏ ｔｒｅａｔ ａ ｃｏｐｐｅｒ⁃ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｏｒｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｅｄ ｇｒａｉｎｓ ｏｆ ｕｎｅｖｅｎ ｓｉｚｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ． Ａ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｍｐｏｓｅｄ ｏｆ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， Ｃｕ／ Ｐｂ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｚｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ ｔａｉｌｉｎｇｓ， ｗｉｔｈ Ｎａ２Ｓ ａｓ ｒｅｇｕｌａｔｏｒ， ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｃｕ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ １９．８７％ ａｎｄ ８３．４６％， ａ ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｐｂ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ５４．１９％ ａｎｄ ８３．５７％， ａｎｄ ａ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｚｎ ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ５２．５７％ ａｎｄ ８９．３９％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｔｈｅ ａｓｓｏｃｉａｔｅｄ ｓｉｌｖｅｒ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｗｅｒｅ ｅｎｒｉｃｈｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｉｌｖｅｒ ｃｏｎｔｅｎｔｓ ｉｎ ｃｏｐｐｅｒ， ｌｅａｄ ａｎｄ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ａｔ １６５．２ ｇ／ ｔ， ５３７．６ ｇ／ ｔ ａｎｄ １５．１ ｇ／ ｔ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ， ａ ｔｏｔａｌ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｍｏｕｎｔｅｄ ｔｏ ７７．１９％． Ｗｉｔｈ ｔｈｉｓ ａｐｐｒｏａｃｈ， ａ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｖａｌｕａｂｌｅ ｅｌｅｍｅｎｔｓ ｃａｎ ｂｅ ａｃｔｕａｌｉｚｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｃｌｅａｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； Ｃｕ⁃Ｐｂ⁃Ｚｎ ｏｒｅ； Ｃｕ／ Ｐｂ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； Ｎａ２Ｓ 硫化铜铅锌矿多为复杂多金属硫化矿，常伴有金、 银、铟等贵金属。 选别这类矿石，除回收铜、铅、锌或硫 等主要有价元素外，伴生的有价成分也可以回收利用， 这不仅提升了资源综合利用率，同时也可以有效增加 经济效益［１－２］。 近年来，选矿新药剂、新设备的研制使 我国多金属矿选矿技术得到很大提升，但是多金属矿 矿物组成复杂、共生关系密切、嵌布粒度变化范围大， 严重影响了选矿产品的质量［３－４］。 此外，资源行业环 保问题日益突出，要积极贯彻绿色发展理念、清洁回 收，才能更好地保障资源可持续发展。 因此，针对该类 矿石，有必要进行适宜回收工艺及药剂试验研究，以期 经济、环保、清洁回收有价金属。 针对硫化铜铅锌矿选矿，常用的铜铅分离药剂如 重铬酸钾或强氧化类捕收剂如氯酸钾，要么有一定毒 性，要么现场操作条件苛刻，因此选择适宜、低毒的铜 铅分离抑制剂将是回收硫化铜铅锌矿的关键。 １ 矿石性质 某铜铅锌多金属矿化学多元素分析以及铜、铅、锌 物相分析结果分别见表 １ 和表 ２。 表 １ 试样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＳＡｓＦｅ ０．２８０．７４２．８６２．３９＜０．１１９．０６ Ａｕ１）Ａｇ１） ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ＜０．１１１．７３３．５８１．５３２４．７６１．７０ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ①收稿日期 ２０１６－０６－０４ 作者简介 张 晶（１９８５－），女，湖北应城人，硕士，工程师，主要从事选矿工艺及药剂研究工作。 第 ３６ 卷第 ６ 期 ２０１６ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１６ 万方数据 表 ２ 试样铜铅锌物相分析结果 元素相别含量／ ％分布率／ ％ 游离氧化铜０．０１３５．４６ 结合氧化铜０．００６２．５２ 铜次生硫化铜０．００９３．７８ 原生硫化铜０．２１８８．２４ 合计０．２４１００．００ 铅矾０．０２６３．１４ 白铅矿＜０．００１＜０．１３ 铅 方铅矿０．６７８７．８１ 磷氯铅矿０．０６４８．３９ 铁铅矿０．００２０．２６ 合计０．７６１００．００ 硫酸锌０．００２０．０７ 锌氧化物０．０４５１．６０ 锌硫化锌２．７５９６．８７ 其它０．０４１１．４６ 合计２．８４１００．００ 从表 １～２ 可知，矿石属多金属硫化矿，其中有价 金属主要为铜、铅、锌及贵金属银。 矿石赋存状态研究表明，矿石的主要构造为块状 和浸染状构造，主要结构为纤柱状、粒状变晶结构，它 形粒状结构，穿插交代结构。 交代结构使得部分金属 矿物粒度细小，虽然未发生蚀变现象，但这些粒度细小 的金属矿物与脉石矿物镶嵌紧密，会影响矿物单体解 离，会导致铜、铅、锌的回收率低于理论值。 铜、铅、锌 ３ 种元素主要以独立矿物的形式分别赋 存于黄铜矿、方铅矿、闪锌矿中，偶见少量的孔雀石，未 见其他铅和锌的氧化物。 从可选性上来说，该矿样属 易选矿石，由于这些矿物之间有一定的相互包裹或镶 嵌关系，对铜铅、铜锌分离会造成一定的影响。 ２ 试验研究 铜、铅、锌多金属硫化矿浮选流程主要有优先浮 选、混合⁃优先浮选、部分混合浮选、等可浮选等［５］。 根 据矿石中有价成分含量、矿石嵌布特征及现场工艺流 程要求，本文采用部分混合⁃优先浮选流程，即混合浮 选硫化铜、铅矿物，分离后得到铜精矿、铅精矿；原矿硫 含量低，直接从浮选铜铅尾矿中回收锌矿物。 ２．１ 铜铅混选试验 ２．１．１ 抑制剂试验 铜铅混合浮选时，为了有效抑制闪锌矿与黄铁矿， 需添加适宜的抑制剂。 试验添加了部分石灰进行抑制 硫探索试验，试验流程如图 １ 所示。 探索试验结果表 明，添加石灰后，铜铅精矿中铜、铅回收率明显减少。 由于原矿中黄铁矿含量不高，铜铅混选时不添加石灰 对铜、铅、锌品位影响不大，因此铜铅混选不添加石灰 来抑制硫。 B3 63 A0g/t ;/ 4  /;5                    2 6 1 3 4 5 图 ３ 捕收剂种类对铜铅混选的影响 １ 铜品位； ２ 铅品位； ３ 锌品位； ４ 铜回收率； ５ 铅 回收率； ６ 锌回收率 在捕收剂种类试验的基础上进行了乙硫氮用量试 验，结果发现，随着乙硫氮用量增加，铜铅精矿铜回收 率先增加后降低，铅回收率先降低后增加，锌在铜铅精 矿的损失先增加后降低。 综合考虑，确定捕收剂乙硫 氮粗选用量为 １５０ ｇ／ ｔ。 ２．２ 铜铅分离试验 再磨粒度为－４８ μｍ 粒级占 ９０％，研究了铜铅混 合粗精矿再磨精选时硫酸锌＋亚硫酸钠用量对铜铅分 离效果的影响，结果表明，乙硫氮作用时，铜铅精选中 铜铅精矿的铜回收率随着硫酸锌＋亚硫酸钠用量增加 而不断减少，铜铅精矿铅回收率变化不大，锌在铜铅精 矿中的含量亦不断减少，为了保证铜铅精矿质量以及 回收率，建议硫酸锌＋亚硫酸钠精选 １ 用量为 ４００＋２００ ｇ／ ｔ、精选 ２ 用量为 ２００＋１００ ｇ／ ｔ。 铜铅分离采用抑铅浮铜，主要分离方法为选择氧 化法、还原剂法。 一般还原剂法主要使用亚硫酸类组 合药剂，由于其无毒、来源广、环保，越来越广泛地运用 在各大选厂中［６］。 比较了水玻璃＋亚硫酸钠、ＣＭＣ＋亚 硫酸钠及硫化钠对铜铅分离的影响，结果见表 ３。 表 ３ 抑制剂种类对铜铅分离的影响 抑制剂种类及用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＣｕＰｂ 水玻璃＋亚硫酸钠 ２ ０００＋４ ０００ 铜粗精矿０．８１４．２４ ３５．９７ ４７．４２ ３８．５７ 铅粗精矿０．３３３．５６１２．１９４．８２５．３１ ＣＭＣ＋亚硫酸钠 ２ ０００＋２ ０００ 铜粗精矿０．２８１３．２６ ５２．７７ １８．５４ １９．０５ 铅粗精矿０．２５１１．８３ ２４．２２ １４．７４７．７９ 硫化钠 ９０ 铜粗精矿０．３９２８．１３２．１２４６．３４１．１１ 铅粗精矿０．１９６．９７３９．２４５．５６９．９２ 试验结果表明，水玻璃＋亚硫酸钠或 ＣＭＣ＋亚硫酸 钠在铜铅分离中抑制效果不明显；采用硫化钠作铜铅分 离抑制剂时，用量小，铜能在铜精矿中富集，且铜精矿中 铅含量不高。 故铜铅分离时选择硫化钠作为抑制剂。 硫化钠用量试验结果表明，硫化钠用量较少时，铜 精矿中铜品位偏低；硫化钠用量增加，铜精矿中铜回收 率减少，开路试验确定硫化钠用量为 ９０ ｇ／ ｔ。 硫化钠在 铜铅分离中用量的多少决定了铜铅分离的效果，在进行 实验室小型闭路试验时还要适当调整硫化钠用量。 ２．３ 锌浮选试验 铜铅混选阶段，添加了硫酸锌＋亚硫酸钠抑制闪 锌矿的上浮，闪锌矿浮选活性降低，必须添加活化剂才 能增强其可浮性。 选择硫酸铜作锌浮选活化剂、丁基 黄药作捕收剂，进行了锌浮选试验。 在磨矿细度－７４ μｍ 粒级占 ８０％时，采用一粗一 扫浮选流程，粗选丁基黄药用量 １００ ｇ／ ｔ、起泡剂 ７３０Ａ 用量 ３０ ｇ／ ｔ，扫选药剂用量减半，进行了硫酸铜用量试 验，结果见图 ４；固定粗选硫酸铜用量 ３００ ｇ／ ｔ、起泡剂 ７３０Ａ 用量 ３０ ｇ／ ｔ，扫选药剂用量减半，进行了丁基黄 药用量试验，结果见图 ５。 4 /;5 图 ４ 硫酸铜用量对锌浮选的影响 １５第 ６ 期张 晶等 某铜铅锌矿清洁浮选技术研究 万方数据 ,0/AA4g t-1     80 70 60 50 40 30 20 10 50100150 23D     8 /;5 图 ５ 丁基黄药用量对锌浮选的影响 试验结果表明，硫酸铜用量少时，锌精矿品位偏 低，这是由于硫酸铜量少时，未能有效活化闪锌矿；硫 酸铜用量高时，锌精矿回收率不高。 硫酸铜用量以 ３００＋１００ ｇ／ ｔ 为宜。 丁基黄药用量少时，锌精矿回收率 不高；增加丁基黄药用量，锌精矿品位偏低。 丁基黄药 用量以 １００＋４０ ｇ／ ｔ 为宜。 ２．４ 磨矿细度试验 对全流程进行了磨矿细度试验。 试验流程为铜铅 混选，铜铅混合粗精矿直接精选三段得到铜铅混合精 矿，铜铅混选尾矿⁃锌粗选⁃锌扫选⁃两段锌精选得到锌 精矿。 试验结果见表 ４。 表 ４ 全流程磨矿细度试验结果 －７４ μｍ 粒级 含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ 铜铅精矿３．３３６．２３１７．２３８．６１６８．９８ ７２．１５９．５６ ６０锌精矿４．９７０．１７０．４１４２．２１２．８０２．５６６９．８５ 尾矿８０．７１０．０６０．１２０．２０１５．８１ １２．１６５．３８ 铜铅精矿３．３０７．２２１８．８６８．１５８１．６０ ７８．１９９．０２ ７０锌精矿５．０５０．１５０．４１４２．０５２．６０２．６０７１．２５ 尾矿７９．５１０．０３０．０６７０．１１７．０８６．７０２．９３ 铜铅精矿２．８１８．４０２１．３８６．９３７９．１１ ７５．１２６．５０ ８０锌精矿５．１６０．１８０．２８４３．０６３．１２１．８１７４．２８ 尾矿７８．７８０．０１０．０５０．１１３．４４４．９３２．９０ 铜铅精矿３．１９７．６６１９．７８６．９６８５．０９ ８０．２２７．４１ ９０锌精矿５．１８０．１９０．２５４２．０２３．４３１．６５７２．７７ 尾矿７６．１５０．０１０．０５０．１１２．２３４．８５２．８０ 结果表明，磨矿细度为－７４ μｍ 粒级占 ７０％～８０％ 时，铜铅回收率都较好，且锌在铜铅精矿中损失较少。 ２．５ 闭路试验 根据条件试验结果，并对部分条件进行了优化，进 行了铜铅混选⁃铜铅分离⁃锌浮选全流程闭路试验，试 验流程见图 ６，结果见表 ５。 闭路试验结果表明原矿 在磨矿细度为－７４ μｍ 粒级占 ８０％时，经铜铅混选⁃铜 铅分离⁃混选尾矿再选锌浮选工艺，可获得好的选矿指 标铜精矿含铜 １９．８７％、铜回收率 ８３．４６％，铅精矿含 铅 ５４．１９％、铅回收率 ８３．５７％，锌精矿含锌 ５２．５７％、锌 回收率 ８９．３９％。 贵金属银在浮选精矿中也得到了很 好地富集，银总回收率 ７７．１９％。 823 23 B3 A0g/t 4 46 A4 730A 80 /* 2000 1000 110 30 A4 4 46 60 1000 500 500 400 10 3 min 2 min 2 1 2 2 4 46 A4 4 46 300 200 4 43 * 2 1 2 2 4 ,0/A 730A 300 100 30 4 ,0/A 100 40 3 min 2 min 2 min 2 min 2 3 2 min 23 2 4 2 min 图 ６ 闭路试验流程 表 ５ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＡｇ１）ＣｕＰｂＺｎＡｇ 铜精矿 １．１５１９．８７４．５７５．３３１６５．２８３．４６６．８５２．２３１６．２４ 铅精矿 １．１９１．２１５４．１９７．６７５３７．６５．２６８３．５７３．１９５４．６８ 锌精矿 ４．８６０．３７０．３７５２．５７ １５．１０６．５５２．３０８９．３９６．２７ 尾矿９２．８００．０１０．０６１０．１６２．８８４．７３７．２８５．１９２２．８１ 给矿 １００．００ ０．２７０．７７２．８６１１．７０ １００．００ １００．００ １００．００ １００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。（下转第 ５６ 页） ２５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据 ３ 结 语 酒钢周边矿山某低品位铁精矿铁品位为 ５９．４３％， ＳｉＯ２含量为 ９．１７％，原矿中铁矿物主要为磁铁矿和赤铁 矿，铁矿物粒度分布不均匀。 经磁⁃重联合选别和反浮 选没有达到提质降杂的效果，尾矿品位均在 ４０％以上。 采用弱磁⁃中磁⁃强磁联合流程，在磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３．７０％时，可获得铁精矿品位 ６１．６１％、回收 率 ９７．８７％的选别指标，精矿中 ＳｉＯ２含量为 ７．１５％，尾矿 铁品位仅为 １７．１３％，选矿比 １．０６０，降低了低品位铁精 矿中杂质元素和有害元素的含量，有利于提高烧结矿 质量和高炉稳定顺行。 参考文献 ［１］ 邱 俊，吕宪俊． 铁矿选矿技术［Ｍ］． 北京化学工业出版社， ２０１２． ［２］ 侯 柠，祝昕冉． ＳＩＮＯ 铁精矿提铁降杂精选试验研究［Ｊ］． 矿业工 程，２０１５（２）２１－２３． ［３］ 樊绍良，段其福． 铁精矿提质降杂技术研究［Ｊ］． 金属矿山，２００２ （４）３９－４１． ［４］ 尚志辉，秦丽娜． 甘肃某微细粒铁矿的选矿试验研究［Ｊ］． 矿业工 程，２０１４（１２）２５－２７． ［５］ 胡 龙，郑怀昌，肖 钢． 铁矿浮选工艺的发展［Ｊ］． 现代矿业， ２０１０（１）２３－２７． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ４８ 页） 率指标较好，说明所选流程结构及药剂制度适于处理 该类矿石。 ３ 结 语 １） 矿石中主要回收金属元素为铜、铅和锌，品位 分别为 ０．６０％、２．０２％和 ０．９６％，Ａｕ 和 Ａｇ 品位分别为 ０．２０ ｇ／ ｔ 和 ８１．９０ ｇ／ ｔ，金银具有综合回收价值。 ２） 采用铜铅混合浮选再分离⁃锌浮选工艺流程， 获得了铜品位 ２６．４０％、回收率 ８３．７５％的铜精矿，铅品 位 ６５．４２％、回收率 ８９．５０％的铅精矿，锌品位 ５４．６５％、 回收率 ６３．０１％的锌精矿；金在铜精矿和铅精矿中的总 回收率为 ５６．０６％，银在铜精矿和铅精矿中的总回收率 为 ６２．０５％。 为工业生产提供了可靠可行的依据。 ３） 捕收剂 ＢＫ９０８ 对铜铅矿物具有很好的选择 性；使用抑制剂 ＢＫ５５６ 代替传统重铬酸钾，极大减少 了对高原脆弱生态环境的污染。 参考文献 ［１］ 路永森． 铜铅混合精矿分离的研究现状与进展［Ｊ］． 世界有色金 属，２０１１（３）４４－４７． ［２］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［３］ 朱一民． 某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２０１１（１）２４－２６． ［４］ 江庆梅，戴子林，陈志强，等． 复杂铜铅锌硫化矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程，２００８（６）３３－３６． ［５］ 李荣改，宋翔宇，张雨田，等． 复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试 验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（１）４２－４５． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ５２ 页） ３ 结 语 １） 原矿样属铜铅锌多金属硫化矿。 原矿铜品位 ０．２９％，铅品位 ０．７６％，锌品位 ２．９０％。 主要金属矿物 有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿，脉石矿物主要以角闪石、方 解石为主，有少量黑硬绿泥石、石英。 ２） 矿石中硫含量不高，且黄铁矿的影响较少，在 浮选分离时可以不考虑硫的影响和回收。 采用铜铅混 合浮选⁃铜铅分离⁃混选尾矿再选锌流程最终可获得含 铜 １９．８７％、铜回收率 ８３．４６％的铜精矿，含铅 ５４．１９％、 铅回收率 ８３．５７％的铅精矿和含锌 ５２．５７％、锌回收率 ８９．３９％的锌精矿。 矿石中的伴生银大多富集于各浮 选精矿中，其中铜精矿含银 １６５．２ ｇ／ ｔ、银回收率 １６．２４％， 铅精矿含银 ５３７．６ ｇ／ ｔ、银回收率 ５４．６８％，锌精矿含银 １５．１ ｇ／ ｔ，银回收率 ６．２７％。 ３） 硫化钠是铜铅分离的有效抑制剂，但用量要 适宜。 参考文献 ［１］ 邱廷省，解志锋，黄 雄，等． 某铜铅锌矿工艺矿物学及选矿试验 研究［Ｊ］． 矿冶， ２０１５，２４（４）８９－９３． ［２］ 朱一民． 某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１１（１）２４－２６． ［３］ 郭玉武，陈昌才，魏党生，等． 四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收 选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１５（３）５８－６２． ［４］ 唐志中，李志伟． 复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改 造与生产实践［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（２）７４－７７． ［５］ 胡熙庚． 有色金属硫化矿选矿［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９８７． ［６］ 梁经冬． 混合精矿的分离技术［Ｊ］． 湖南冶金， １９８７（３）５３－６０． ６５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据