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铜铅锌多金属混合精矿浮选分离试验研究 ① 高 钦， 葛英勇， 刘顺兵， 杜橙幻 （武汉理工大学 资源与环境工程学院，湖北 武汉 ４３００７０） 摘 要 针对徐州某矿业公司经混合浮选-优先浮选流程得到的硫化铜铅锌混合精矿表面附着大量药剂、现场生产无法实现三者分 离的问题，进行了浮选分离试验研究。 采用脱药-铜铅混合浮选工艺，以硫化钠为脱药剂，然后以硫酸锌＋亚硫酸钠作为组合抑制 剂、Ｚ-２００＋乙硫氮作为组合捕收剂，最终获得铜品位 １４．３２％、铜回收率 ８４．１２％，铅品位 ２５．３６％、铅回收率 ６９．５５％，且锌含量 ７．８６％ 的铜铅混合精矿以及锌品位 ５２．２９％、锌回收率 ９５．８５％的锌精矿。 关键词 铜铅锌硫化矿； 硫化钠； 混合浮选； 组合抑制剂； 锌精矿； 铜铅精矿 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２０．０３．０１９ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２０）０３－００７２－０３ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｃｏｐｐｅｒ-Ｌｅａｄ-Ｚｉｎｃ Ｐｏｌｙmｅｔａｌｌｉｃ Ｂｕｌｋ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ＧＡＯ Ｑｉｎ， ＧＥ Ｙｉｎｇ-ｙｏｎｇ， ＬＩＵ Ｓｈｕｎ-ｂｉｎｇ， ＤＵ Ｃｈｅｎｇ-ｈｕａｎ （Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ａｎｄ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｗｕｈａｎ ４３００７０， Ｈｕｂｅｉ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｈｅ Ｃｕ-Ｐｂ-Ｚｎ ｓｕｌｆｉｄｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ， ｏｂｔａｉｎｅｄ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ-ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｏｒ ｏｆ ａ ｍｉｎｉｎｇ ｃｏｍｐａｎｙ ｉｎ Ｘｕｚｈｏｕ， ｃｏｕｌｄ ｈａｒｄｌｙ ｂｅ ｓｅｐａｒａｔｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ｆｏｌｌｏｗ-ｕｐ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ａｓ ｉｔ ｗａｓ ｃｏａｔｅｄ ｂｙ ａ ｔｈｉｃｋ ｌａｙｅｒ ｏｆ ｒｅａｇｅｎｔ． Ｉｎ ｔｈｉｓ ｓｔｕｄｙ， ａ ｒｅａｇｅｎｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｐｒｏｃｅｓｓ ｗａｓ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ ｂｅｆｏｒｅ ｔｈｅ Ｃｕ-Ｐｂ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｉｎ ｗｈｉｃｈ ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ ｗａｓ ｆｉｒｓｔｌｙ ｔａｋｅｎ ａｓ ａ ｒｅａｇｅｎｔ ｒｅｍｏｖａｌ ａｇｅｎｔ， ａｎｄ ｔｈｅｎ ＺｎＳＯ４＋ Ｎａ２ＳＯ３ｗａｓ ｔａｋｅｎ ａｓ ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ ａｎｄ Ｚ-２００ ＋ ｓｏｄｉｕｍ ｄｉｅｔｈｙｌ ｄｉｔｈｉｏｃａｒｂａｍａｔｅ ａｓ ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ａ ｂｕｌｋ ｃｏｐｐｅｒ-ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ １４．３２％ Ｃｕ ａｎｄ ２５．３６％ Ｐｂ， ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ７．８６％ ｏｆ Ｚｎ ｗｉｔｈ Ｃｕ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ８４．１２％ ａｎｄ Ｐｂ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ６９．５５％， ａｓ ｗｅｌｌ ａｓ ａ ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ５２．２９％ Ｚｎ ａｔ ９５．８５％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ Ｃｕ-Ｐｂ-Ｚｎ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅ； ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ； ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ； ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ； ｃｏｐｐｅｒ-ｌｅａｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 铜铅锌多金属硫化矿各矿物之间紧密共生，镶嵌 关系复杂，是多金属选矿处理中较为典型的难题之 一［１］。 对这类矿石的处理，国内外均以浮选为主［２－５］。 徐州某矿业公司经混合浮选-优先浮选流程得到硫化 铜铅锌混合精矿，由于精矿中铜、铅与锌难以分离，严 重影响精矿的价格以及销售途径，使得企业经济效益 受到严重影响。 影响铜铅与锌分离的因素主要有被 活化后的闪锌矿浮选性质与硫化铜铅矿物浮选性质相 近［６］；铜铅锌混合精矿脱药不完全［７］。 针对以上问 题，采用硫化钠脱药-优先混合浮选铜铅工艺回收铜 铅，以降低混合精矿中的锌含量；同时，锌精矿中铜、铅 含量大幅下降，锌品位提高。 １ 原料性质及试验方法 １．１ 原料性质 试验所用原料为徐州某矿业公司经混合浮选-优 先浮选流程得到的－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９２．９８％的硫化 铜铅锌混合精矿。 该混合精矿样品化学多元素分析结 果见表 １。 表 １ 样品化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＳＦｅＳｉＯ２ＣａＯＭｇＯ ３．８１８．１６４２．３５２４．３２１０．６５１．８２０．５３０．９２ Ａｌ２Ｏ３ ＣｄＣｏＰＮｉＭｎＣｌ ０．４５０．２２０．０３０．０１０．０３０．０２０．０３ ①收稿日期 ２０２０－０１－１８ 作者简介 高 钦（１９９７－），女，湖北仙桃人，硕士研究生，主要研究方向为选矿药剂合成及作用机理研究。 通讯作者 葛英勇（１９６１－），男，湖南双峰人，教授，博士，博士研究生导师，主要研究方向为选矿药剂合成及作用机理研究。 第 ４０ 卷第 ３ 期 ２０２０ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．４０ №３ Ｊｕｎｅ ２０２０ １．２ 试验方法 由于矿样是经过混合浮选的精矿，所含脉石矿物 较少，拟采用脱药-铜铅混浮工艺实现铜铅与锌的分 离。 试验原则流程见图 １。 0/23 * 8*23*23 . 5 5A AD0 ;0 A0 图 １ 试验原则流程 试验所用硫化钠、Ｚ-２００、乙硫氮均为工业纯（湖南 岳阳某药剂厂），硫酸锌、亚硫酸钠均为分析纯（国药 集团化学试剂有限公司）。 试验用水为自来水。 试验 所用浮选机为 ＸＦＤ 型单槽浮选机，产自武汉探矿机 械厂。 ２ 试验结果与分析 ２．１ 不脱药直接浮选试验 按图 １ 所示流程，进行了不脱药直接浮选试验，其 中抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠用量均为 ３ ０００ ｇ／ ｔ，捕收 剂 Ｚ-２００ 和乙硫氮用量均为 ３０ ｇ／ ｔ，试验结果见表 ２。 结果表明，不脱药直接浮选得到的铜铅粗精矿中锌含 量很高，说明锌矿物表面的捕收剂阻碍了抑制剂的作 用，使得铜铅与锌的分离效果不理想。 表 ２ 不脱药直接浮选试验结果 产品名称 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ 铜铅粗精矿６．１３９．２０３３．４５６４．３７４５．１１３１．６０ 锌粗精矿２．２６７．４７４８．２９３５．６３５４．８９６８．４０ 混合精矿３．８１８．１６４２．３５１００．００１００．００１００．００ ２．２ 脱药-浮选试验 ２．２．１ 脱药试验 为消除混合精矿表面附着残留药剂对下一步分离 造成的影响，在进行浮选分离前，先进行脱药，脱除残 余的药剂和矿物表面附着的捕收剂膜［８］。 按照图 １ 所示流程，在抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠 用量均为 ３ ０００ ｇ／ ｔ、捕收剂 Ｚ-２００ 和乙硫氮用量均为 ３０ ｇ／ ｔ 条件下，对比了活性炭和硫化钠两种脱药剂对 矿样脱药的效果，结果分别见图 ２ 和图 ３。 由试验结 果可知，与不加脱药剂对比，两种脱药剂对该矿样均具 有一定的脱药作用，脱药后，铜铅与锌的分离效果比不 脱药时好；对比活性炭和硫化钠两种药剂的脱药效果 可以发现，硫化钠的脱药效果明显优于活性炭，使用硫 化钠作脱药剂得到的铜铅粗精矿中锌品位大幅下降， 与文献［９］针对广西某铅锌等可浮精矿进行强化脱药 试验的结果一致。 0 /;5                   Cu8 Pb8 Zn8 Cu/;5 Pb/;5 Zn/;5     图 ２ 活性炭用量试验结果（铜铅粗精矿） Na2SA4g t-1 20 18 16 14 12 80 60 40 20 0 30004000500060007000 8 /;5                    Cu8 Pb8 Zn8 Cu/;5 Pb/;5 Zn/;5     图 ３ 硫化钠用量试验结果（铜铅粗精矿） 由硫化钠用量试验结果可知，当硫化钠用量小于 ６ ０００ ｇ／ ｔ 时，增加硫化钠用量，铜铅粗精矿中铜、铅品 位逐渐升高，锌品位呈下降趋势；继续增加硫化钠用 量，铜铅粗精矿中锌品位变化趋于平缓，且铜、铅品位 也有一定程度下降。 综合考虑，选用硫化钠作脱药剂， 用量 ６ ０００ ｇ／ ｔ 为宜。 ２．２．２ 抑制剂用量试验 组合抑制剂 ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３ 对锌具有良好的抑制 效果［１０］。 Ｎａ２Ｓ 用量为 ６ ０００ ｇ／ ｔ，其他条件不变，硫酸锌 和亚硫酸钠用量比为 １∶１条件下，考察了组合抑制剂总 量对粗选效果的影响，结果见表３。 由表３ 可知，随着组 合抑制剂用量增大，铜铅粗精矿中铜品位缓慢升高，铅 品位先升高后降低；锌品位呈先快后慢的下降趋势。 当 硫酸锌和亚硫酸钠用量均为 ２ ０００ ｇ／ ｔ 时，铜铅粗精矿 中铜、铅浮选指标都较好，且锌品位降到 １３．６３％。 综 合考虑，确定组合抑制剂用量为 ２ ０００＋２ ０００ ｇ／ ｔ。 ３７第 ３ 期高 钦等 铜铅锌多金属混合精矿浮选分离试验研究 表 ３ 粗选组合抑制剂用量试验结果 抑制剂用量 ／ （ｇ∙ｔ －１ ） 产品 名称 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３ ５００＋５００ 铜铅粗精矿１４．４５ ２０．３６ １８．０８８５．０７５５．９７９．５８ 锌粗精矿０．７３４．６３ ４９．３７１４．９３４４．０３９０．４２ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３ １ ０００＋１ ０００ 铜铅粗精矿１４．７２ ２０．３８ １６．６２８５．１９５５．０７８．６５ 锌粗精矿０．７２４．７０ ４９．６３１４．８１４４．９３９１．３５ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３ ２ ０００＋２ ０００ 铜铅粗精矿１４．７９ ２０．３４ １３．６３８４．３９５４．１９７．００ 锌粗精矿０．７６４．７８ ５０．３３１５．６１４５．８１９３．００ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３ ３ ０００＋３ ０００ 铜铅粗精矿１４．８６ １９．６９ １３．３１７５．７４４６．８６６．１０ 锌粗精矿１．１５５．３８ ４９．３５２４．２６５３．１４９３．９０ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ ＺｎＳＯ４ ＋Ｎａ ２ＳＯ３ ４ ０００＋４ ０００ 铜铅粗精矿１４．９０ １８．０８ １３．４３７１．８０４０．６８５．８２ 锌粗精矿１．３２５．９３ ４８．８５２８．２０５９．３２９４．１８ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ ２．２．３ 捕收剂用量试验 硫化钠用量 ６ ０００ ｇ／ ｔ，抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠 用量均为 ２ ０００ ｇ／ ｔ，浮选时间 ３ ｍｉｎ 条件下，考察了捕 收剂用量对粗选试验效果的影响，结果见表 ４。 由表 ４ 可知，固定乙硫氮用量时，增大 Ｚ-２００ 用量会造成铜铅 粗精矿中铜品位降低、锌品位上升；固定 Ｚ-２００ 用量， 当乙硫氮用量达到 ５５ ｇ／ ｔ 时，铜铅粗精矿中铜、铅浮选 指标较好，且锌品位降至最低，为 １２．６９％。 综合考虑， 确定粗选捕收剂 Ｚ-２００ 和乙硫氮用量分别为 ３０ ｇ／ ｔ 和 ５５ ｇ／ ｔ。 表 ４ 粗选组合捕收剂用量试验结果 捕收剂用量 ／ （ｇ∙ｔ －１ ） 产品 名称 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ Ｚ-２００＋乙硫氮 ３０＋３０ 铜铅粗精矿 １４．７９ ２０．３４ １３．６３ ８４．３９５４．１９７．００ 锌粗精矿０．７６４．７８ ５０．３３ １５．６１４５．８１９３．００ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ Ｚ-２００＋乙硫氮 ４５＋３０ 铜铅粗精矿 １４．２５ １８．９４ １５．６８ ８８．４５５４．８９８．７６ 锌粗精矿０．５８４．８２ ５０．６１ １１．５５４５．１１９１．２４ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ Ｚ-２００＋乙硫氮 ６０＋３０ 铜铅粗精矿 １４．００ １９．９２ １６．２６ ８９．５５５９．４９９．３６ 锌粗精矿０．５３４．３７ ５０．７６ １０．４５４０．５１９０．６４ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ Ｚ-２００＋乙硫氮 ３０＋４５ 铜铅粗精矿 １３．１０ ２０．４４ １３．１７ ８１．７６５９．５７７．４０ 锌粗精矿０．９１４．３３ ５１．４５ １８．２４４０．４３９２．６０ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ Ｚ-２００＋乙硫氮 ３０＋５５ 铜铅粗精矿 １３．０１ ２２．５６ １２．６９ ８７．４５７０．８０７．６７ 锌粗精矿０．６４３．２０ ５２．５６ １２．５５２９．２０９２．３３ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ Ｚ-２００＋乙硫氮 ３０＋６５ 铜铅粗精矿 １１．７８ １９．７２ １２．９２ ８５．１２６６．５３８．４０ 锌粗精矿０．７８３．７７ ５３．５３ １４．８８３３．４７９１．６０ 混合精矿３．８１８．１６ ４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ ２．３ 全流程试验 中矿再选处理方式主要根据中矿的性质和对精矿 产品的质量要求来确定，目前常用的处理方法有直接 抛尾、单独再磨再选和直接再选处理［１１］。 为了尽可能 地降低铜铅精矿中的锌含量，在开路试验基础上进行 了必要调整后，确定对中矿再选，工艺流程见图 ４，结 果见表 ５。 0/23 * 2 8*23*23 23 . 5 5A A0g/t ZnSO4 Z-200 200 10 ZnSO4Na2SO3 Z-200A4 20002000 3055 ZnSO4Na2SO3 Z-200 10001000 20 Na2S 6000 D3 B 823 D31D32 图 ４ 全流程试验流程 表 ５ 全流程试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ 铜铅精矿２２．３８１４．３２ ２５．３６７．８６８４．１２６９．５５４．１５ 铜铅粗精矿１７．６９１４．８３ ２７．５８６．３４６８．８６５９．７９２．６５ 锌精矿７７．６２０．７８３．２０５２．２９１５．８８３０．４５９５．８５ 锌粗精矿７２．６５０．３１２．９７５３．４６５．９１２６．４４９１．７１ 中矿 １４．６９１２．４０ １６．９９ １３．５９１５．２６９．７６１．５１ 中矿 ２４．９７７．６５６．５７３５．２６９．９７４．００４．１４ 原混合精矿１００．００３．８１８．１６４２．３５ １００．００ １００．００ １００．００ 经图 ４ 流程处理后，所得铜铅精矿铜品位 １４．３２％、 铜回收率 ８４．１２％，铅品位 ２５．３６％、铅回收率 ６９．５５％，且 锌品位降至 ７．８６％；所得锌精矿锌品位 ５２．２９％、锌回 收率 ９５．８５％，实现了铜铅与锌的有效分离。 ３ 结 论 １） 由于在铜铅锌混合浮选作业中加入了大量的 捕收剂，某硫化铜铅锌多金属混合精矿表面附着了大 量药剂，因此在进一步分离试验前需先对其表面的捕 收剂膜进行处理。 ２） 采用硫化钠脱药-优先混合浮选铜铅工艺回收 铜铅，以硫酸锌和亚硫酸钠作为组合抑制剂、Ｚ-２００ 和 乙硫氮作为组合捕收剂，经中矿再选工艺流程，可获得 铜品位 １４．３２％、铜回收率 ８４．１２％，铅品位 ２５．３６％、铅 （下转第 ７８ 页） ４７矿 冶 工 程第 ４０ 卷 均较低，反应 １２０ ｍｉｎ 后 ＣＯＤ 去除率分别为 ７．６４％和 ６４．９％，相同条件下 Ｏ３处理后废水 ＣＯＤ 去除率可达 ８７．１％。 结果表明，Ｏ２、ＮａＣｌＯ 处理废水 ＣＯＤ 时效果较 差，循环喷淋法结合 Ｏ３处理废水能够大幅提高 ＣＯＤ 去除效果。 ３ 结 论 １） 钨钼矿选矿废水在初始 ｐＨ 值为 １０、臭氧流量 ３．０ Ｌ／ ｍｉｎ、循环频率 ４．０ 次／ ｍｉｎ 条件下，反应 １２０ ｍｉｎ 后废水ＣＯＤ 去除率达到９１．２％，ＣＯＤ 含量由１３１ ｍｇ／ Ｌ 降 至１１．５ ｍｇ／ Ｌ，满足污水综合排放标准（ＧＢ ８９７８ １９９６）一级标准。 ２） 臭氧氧化-循环喷淋法处理钨钼矿选矿废水， ＣＯＤ 去除率随初始 ｐＨ 值、臭氧流量、循环频率增大而 增加。 循环喷淋法结合 Ｏ３去除废水 ＣＯＤ 效果较使用 Ｏ２或 ＮａＣｌＯ 分别提高了 ７９．５％和 ２２．２％，有望应用于 钨钼选矿废水的污染治理。 参考文献 ［１］ 姜智超，杨国超，付向辉，等． ５０００ ｔ／ ｄ 钨铋选矿废水处理工业分 流试验［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（３）７７－８０． ［２］ 姜智超，余侃萍． 氧化-絮凝法处理钨铋选矿废水［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（１）９１－９４． ［３］ 夏丽娟，胡学伟，张雅琳，等． 选矿废水中黄药的生化处理［Ｊ］． 环 境工程学报， ２０１６，１０（１）２１－２６． ［４］ 郭朝晖，姜智超，刘亚男，等． 混凝沉淀法处理钨多金属矿选矿废 水［Ｊ］． 中国有色金属学报， ２０１４，２４（９）２３９３－２３９９． ［５］ Ｉａｋｏｖｌｅｖａ Ｅ， Ｓｉｌｌａｎｐ Ｍ． Ｔｈｅ ｕｓｅ ｏｆ ｌｏｗ-ｃｏｓｔ ａｄｓｏｒｂｅｎｔｓ ｆｏｒ ｗａｓｔｅｗａｔｅｒ ｐｕｒｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｉｎ ｍｉｎｉｎｇ ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ［Ｊ］． Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｐｏｌｌｕ- ｔｉｏｎ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， ２０１３，２０（１１）７８７８－７８９９． ［６］ 张 萌，柳建设． 臭氧降解选矿药剂丁基黄药的试验研究［Ｊ］． 环 境工程学报， ２０１１（１２）２７１２－２７１６． ［７］ 张大超，吴 梦，陈 敏，等． ＶＵＶ／ Ｏ３降解选矿废水残留药剂试 验探究［Ｊ］． 环境化学， ２０１９，３８（７）１６７５－１６８２． ［８］ ＧＢ ８９７８１９９６， 污水综合排放标准［Ｓ］． ［９］ Ｂｅｌｔｒａｎ-Ｈｅｒｅｄｉａ Ｊ， Ｔｏｒｒｅｇｒｏｓａ Ｊ， Ｄｏｍｉｎｇｕｅｚ Ｊ Ｒ， ｅｔ ａｌ． Ｋｉｎｅｔｉｃｓ ｏｆ ｔｈｅ ｒｅａｃｔｉｏｎ ｂｅｔｗｅｅｎ ｏｚｏｎｅ ａｎｄ ｐｈｅｎｏｌｉｃ ａｃｉｄｓ ｐｒｅｓｅｎｔ ｉｎ ａｇｒｏ-ｉｎｄｕｓ- ｔｒｉａｌ ｗａｓｔｅｗａｔｅｒｓ［Ｊ］． Ｗａｔｅｒ Ｒｅｓ， ２００１，３５（４）１０７７－１０８５． ［１０］ Ｙａｎ Ｐ， Ｃｈｅｎ Ｇ， Ｙｅ Ｍ， ｅｔ ａｌ． Ｏｘｉｄａｔｉｏｎ ｏｆ ｐｏｔａｓｓｉｕｍ ｎ-ｂｕｔｙｌ ｘａｎ- ｔｈａｔｅ ｗｉｔｈ ｏｚｏｎｅ Ｐｒｏｄｕｃｔｓ ａｎｄ ｐａｔｈｗａｙｓ［Ｊ］． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｌｅａｎｅｒ Ｐｒｏ- ｄｕｃｔｉｏｎ， ２０１６，１３９２８７－２９４． ［１１］ Ｂｅｌｔｒｎ Ｆ Ｊ， Ｒｉｖａｓ Ｆ Ｊ， Ｆｅｒｎｎｄｅｚ Ｌ Ａ， ｅｔ ａｌ． Ｋｉｎｅｔｉｃｓ ｏｆ ｃａｔａｌｙｔｉｃ ｏｚｏｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｏｘａｌｉｃ ａｃｉｄ ｉｎ ｗａｔｅｒ ｗｉｔｈ ａｃｔｉｖａｔｅｄ ｃａｒｂｏｎ［Ｊ］． Ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ＆ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｃｈｅｍｉｓｔｒｙ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， ２００２，４１（２５）６５１０－６５１７． ［１２］ Ｆａｒｉａ Ｐ Ｃ Ｃ， ｒｆｏ Ｊ Ｊ Ｍ， Ｐｅｒｅｉｒａ Ｍ Ｆ Ｒ． Ａｃｔｉｖａｔｅｄ ｃａｒｂｏｎ ｃａｔａｌｙｔｉｃ ｏｚｏｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｏｘａｍｉｃ ａｎｄ ｏｘａｌｉｃ ａｃｉｄｓ［Ｊ］． Ａｐｐｌｉｅｄ Ｃａｔａｌｙｓｉｓ Ｂ Ｅｎｖｉ- ｒｏｎｍｅｎｔａｌ， ２００８，７９（３）２３７－２４３． ［１３］ Ｚｈａｏ Ｌ， Ｍａ Ｊ， Ｓｕｎ Ｚ， ｅｔ ａｌ． Ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｈｅｔｅｒｏｇｅｎｅｏｕｓ ｃａｔａｌｙｔｉｃ ｏｚｏｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｎｉｔｒｏｂｅｎｚｅｎｅ ｉｎ ａｑｕｅｏｕｓ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｍｏｄｉｆｉｅｄ ｃｅｒａｍｉｃ ｈｏｎｅｙｃｏｍｂ［Ｊ］． Ａｐｐｌｉｅｄ Ｃａｔａｌｙｓｉｓ Ｂ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ， ２００９，８９（３－ ４）３２６－３３４． ［１４］ 竹湘锋，徐新华，王天聪． Ｆｅ（Ⅲ） ／ Ｏ３体系对草酸的催化氧化［Ｊ］． 浙江大学学报（理学版）， ２００４，３１（３）３２２－３２５． ［１５］ Ｃｈｅｎ Ｑ， Ｗｕ Ｐ， Ｌｉ Ｙ， ｅｔ ａｌ． Ｈｅｔｅｒｏｇｅｎｅｏｕｓ ｐｈｏｔｏ-Ｆｅｎｔｏｎ ｐｈｏｔｏｄｅｇ- ｒａｄａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｅａｃｔｉｖｅ ｂｒｉｌｌｉａｎｔ ｏｒａｎｇｅ Ｘ-ＧＮ ｏｖｅｒ ｉｒｏｎ-ｐｉｌｌａｒｅｄ ｍｏｎｔｍｏ- ｒｉｌｌｏｎｉｔｅ ｕｎｄｅｒ ｖｉｓｉｂｌｅ ｉｒｒａｄｉａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈａｚａｒｄｏｕｓ Ｍａｔｅｒｉ- ａｌｓ， ２００９，１６８（２－３）９０１－９０８． ［１６］ 吉鸿安． 利用臭氧分解选矿废水中黄药和二号油［Ｊ］． 甘肃冶 金， ２００８，３０（３）７０－７２． ［１７］ 代振鹏． ＶＵＶ／ ａｉｒ 降解乙硫氮和苯甲羟肟酸的研究［Ｄ］． 赣州 江西理工大学资源与环境工程学院， ２０１６． 引用本文 姜智超，余侃萍，张玉凤． 臭氧氧化-循环喷淋法处理钨钼选 矿废水［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２０，４０（３）７５－７８． �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 ７４ 页） 回收率 ６９．５５％，且锌含量降至 ７．８６％的铜铅混合精矿 以及锌品位 ５２．２９％、锌回收率 ９５．８５％的锌精矿，实现 了铜铅与锌的有效分离。 参考文献 ［１］ 聂 琪，程 涌，刘 聪，等． 某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研 究［Ｊ］． 昆明冶金高等专科学校学报， ２０１８，３４（３）３１－３７． ［２］ 杨茂春，李学智，魏清成， 等． 某地铜铅锌硫化矿浮选分离试验研 究［Ｊ］． 中国矿业， ２０１８，２７（ｚ２）１５１－１５５． ［３］ 程春枝． 复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿技术［Ｊ］． 中国金属通报， ２０１９（２）１３３． ［４］ 田树国，崔立凤，王军荣． 国外某铜铅锌多金属矿工艺矿物学特性 及影响浮选的因素［Ｊ］． 矿产综合利用， ２０１９（１）７８－８２． ［５］ Ｊｉａｎ Ｌｉｕ， Ｙｕ Ｗａｎｇ， Ｄｅｑｉａｎｇ Ｌｕｏ， ｅｔ ａｌ． Ｕｓｅ ｏｆ ＺｎＳＯ４ａｎｄ ＳＤＤ ｍｉｘ- ｔｕｒｅ ａｓ ｓｐｈａｌｅｒｉｔｅ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ ｉｎ ｃｏｐｐｅｒ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉ- ｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１８，１２１３１－３８． ［６］ 简 胜，孙 伟，胡岳华． 内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研 究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９（４）５０－５３． ［７］ 苏 勇，张丽敏，孙 伟． 某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９（３）４６－５０． ［８］ 袁华玮． 临沧铜铅混合精矿浮选分离试验研究［Ｄ］． 昆明昆明理 工大学国土资源工程学院， 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