某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究.pdf

某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究 ① 黄海威１，２， 王国生２， 徐晓萍２ （１．中南大学 资源加工与生物学院，湖南 长沙 ４１００８３； ２．广州有色金属研究院，广东 广州 ５１０６５０） 摘 要 某复杂多金属矿含有铜、银、铅、锌等多种有用组分，具有较高经济价值。 为综合回收有用金属，采用优先浮选工艺，先混合 浮选铜铅，再抑铅浮铜，银随铜进入铜精矿产品。 原矿含铜 ０．５８％，含银 １６３．８２ ｇ／ ｔ，最终获得铜精矿含铜 １７．０５％、铜回收率为 ７７􀆱 ６２％，含银 ５ ６２３．６ ｇ／ ｔ，银回收率 ９０．２５％，有效实现了铜及银的回收。 关键词 浮选； 铜铅分离； 多金属硫化矿； 抑铅浮铜； 黝铜矿 中图分类号 ＴＤ９５２；ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０６．０１２ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０６－００４５－０４ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ Ｓｉｌｖｅｒ ｆｒｏｍ Ｓｏｍｅ Ｃｏｍｐｌｅｘ Ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ Ｏｒｅ ＨＵＡＮＧ Ｈａｉ⁃ｗｅｉ１，２， ＷＡＮＧ Ｇｕｏ⁃ｓｈｅｎｇ２， ＸＵ Ｘｉａｏ⁃ｐｉｎｇ２ （１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｂｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｎｏｎ⁃ｆｅｒｒｏｕｓ Ｍｅｔａｌｓ， Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ ５１０６５０， Ｇｕａｎｇｄｏｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｆｏｒ ｓｏｍｅ ｃｏｍｐｌｅｘ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｏｒｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｖａｌｕａｂｌｅ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓ ｓｕｃｈ ａｓ Ｃｕ， Ａｇ， Ｐｂ ａｎｄ Ｚｎ ｗａｓ ｓｔｕｄｉｅｄ． Ａ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｗａｓ ｕｓｅｄ， ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ｓｅｑｕｅｎｔｉａｌｌｙ ａ Ｃｕ⁃Ｐｂ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ａ ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｂｙ ｄｅｐｒｅｓｓｉｎｇ ｌｅａｄ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｉｌｖｅｒ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｅｎｒｉｃｈｅｄ ｉｎｔｏ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ． Ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｒｕｎ⁃ｏｆ⁃ｍｉｎｅ ｏｒｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ０．５８％ Ｃｕ ａｎｄ １６３．８２ ｇ／ ｔ Ａｇ， ｔｈｅ ｆｉｎａｌ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ａｔ ｇｒａｄｅ ｏｆ １７．０５％ Ｃｕ ａｎｄ ５ ６２３．６ ｇ／ ｔ Ａｇ， ｗｉｔｈ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓ ｏｆ ７７．６２％ Ｃｕ ａｎｄ ９０．２５％ Ａｇ， ｒｅａｌｉｚｉｎｇ ａｎ ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｓｉｌｖｅｒ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｃｏｐｐｅｒ⁃ｌｅａｄ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｓｕｌｆｉｄｅ ｏｒｅｓ； ｐｒｅｆｅｒｅｎｔｉａｌ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｂｙ ｄｅｐｒｅｓｓｉｎｇ ｌｅａｄ； ｔｅｔｒａｈｅｄｒｉｔｅ 某多金属硫化矿含锌、铜、银、铅等多种有价组分， 均已达回收品位，具有较高经济价值。 但矿物组成复 杂，铜矿物主要为黝铜矿及黄铜矿，银矿物主要为银黝 铜矿，铅以方铅矿及脆硫锑铅矿为主，铅、锌矿物密切 连生且粒度粗细不均，微细粒级占有率高，即使磨细也 难以充分单体解离，此外，还含有较多车轮矿，这给铜 与铅矿物分离带来了困难。 为获得合格的铜精矿产 品，采用优先浮选流程，使用简单、低毒的浮选药剂，实 现了铜的浮选回收，同时银在铜精矿产品中得到富集。 １ 原矿性质 原矿多元素分析结果见表 １。 经显微镜和 ＭＬＡ 矿物自动检测系统查定，本矿石 主要矿物定量测定结果见表 ２。 矿物检测结果表明， 铜矿物以黝铜矿为主，其次为黄铜矿，同时车轮矿也是 表 １ 原矿多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＣｕＰｂＺｎＳＴＦｅＳｉＯ２ ０．５８０．３３１．７３３．４６６．２５６４．８７ ＰＡｓＳｂＣａＯＡｕ１）Ａｇ１） ０．０４０．０９０．１４１．５０．１８１６３．８２ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 表 ２ 原矿矿物定量分析结果（质量分数） ／ ％ 黝铜矿、 银黝铜矿 黄铜矿闪锌矿 黄铁矿、 磁黄铁矿 脆硫锑 铅矿 方铅矿 ０．２９０．１１１．７３３．２５０．４４８０．６０５ 车轮矿白铅矿毒砂石英电气石 高岭土 及其他 ０．０１７０．０２９１．５２３５４．３４１１．３８２６．２７８ 富含铜的矿物，而银黝铜矿同时也是银的主要载体矿 ①收稿日期 ２０１４－０６－０１ 作者简介 黄海威（１９８６－），男，湖南郴州人，博士研究生，主要研究方向为有色金属选矿。 第 ３４ 卷第 ６ 期 ２０１４ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１４ 物；铅矿物数量少，但种类多，有方铅矿、车轮矿、脆硫 锑铅矿、白铅矿等；锌矿物只有单一闪锌矿，但有含铁 的闪锌矿和低含铁的闪锌矿；硫铁类矿物有黄铁矿和 磁黄铁矿。 脉石矿物主要为石英，其次为电气石、长石 和绢云母、高岭土、绿泥石等粘土类矿物，少量萤石、菱 铁矿、锐钛矿等。 黝铜矿为本矿石最主要的铜矿物，可由银、锌、铁 的类质同象替代铜，多数属银黝铜矿，成为银的主要载 体。 矿石中黝铜矿嵌布关系非常复杂，沿闪锌矿、方铅 矿、黄铜矿裂隙或边沿交代，与这些矿物形成复杂的连 生关系。 黄铜矿为数量仅次于黝铜矿的铜矿物，与闪锌矿 连生关系较密切，多沿闪锌矿或铁闪锌矿裂隙或边沿 充填交代，浸染状分布于其中，形成复杂的连生关系。 铅为伴生金属，数量不多，方铅矿为主要铅矿物之 一，仅局部可见，方铅矿充填交代闪锌矿，两者紧密连生。 脆硫锑铅矿也是铅矿物之一，属于复杂硫盐类矿 物，含少量铜和铁杂质，呈羽毛状与闪锌矿、方铅矿连 生，或与黝锡矿、黄铁矿形成复杂的连生关系，给选矿 分离带来难度。 ２ 试验流程 矿石为多金属硫化矿，考虑铜、银等多种有用组分 的综合回收，采用浮选法较合适。 由于铜铅矿物可浮 性相近，且连生关系密切，应首先予以回收，避免铜矿 物氧化后铜离子活化锌矿物，同时避免铅矿物进入后 续作业，影响锌的浮选效果。 因此采用“优先混浮铜 铅再抑铅浮铜”的工艺流程［１－４］回收铜、银比较合理。 ３ 试验结果与讨论 ３．１ 磨矿细度试验 由于原矿铜、铅、锌矿物各自的连生关系较为复 杂，确定合适的磨矿细度条件尤为重要。 磨矿细度试 验流程及结果见图 １ 和图 ２。 根据工艺矿物学研究结 果，原矿磨至－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８３％时，铜、铅、锌矿物 各自的单体解离度分别为 ８８％、７９％、８７％，结合磨矿细 度试验结果，最终确定原矿合适的磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８６％。 ３．２ 铜铅混浮条件试验 ３．２．１ 粗选捕收剂选择试验 铜铅混合浮选的常用 捕收剂有乙基黄药、丁基黄药、丁铵黑药、ＳＮ⁃９（乙硫 氮）等以及这些药剂的混合使用。 铜铅混合浮选采用 的捕收剂，应该对铜、铅矿物具有较强的捕收能力，同 时对锌的捕收能力应较弱［５］。 本研究尝试了多套捕 收剂组合方案，试验流程参照图１，试验结果见表３。 图 １ 磨矿细度试验流程 图 ２ 磨矿细度试验结果 表 ３ 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类 及用量／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ 丁黄药＋丁铵黑药 １５＋２０ ７．５＋１０ ３．７５＋５ 铜铅粗精矿２１．７１２．４９ １．２８ ４．３０９４．４１８９．２７５５．０２ 尾矿７８．２９０．０４ ０．０５ ０．９７５．５９１０．７３４４．９８ 合计１００．００ ０．５７ ０．３１ １．７０ １００．００ １００．００ １００．００ 丁黄药＋２＃油 ３０＋２０ １５＋１０ ７．５＋５ 铜铅粗精矿２３．４３２．４０ １．２３ ４．７５９３．８２８４．６９６４．７４ 尾矿７６．５７０．０４ ０．０７ ０．８０６．１８１５．３１３５．２６ 合计１００．００ ０．５９ ０．３４ １．７２ １００．００ １００．００ １００．００ ＳＮ⁃９＋丁铵黑药 １５＋２０ ７．５＋１０ ３．７５＋５ 铜铅粗精矿２２．９８２．２８ １．２８ ４．０８９３．１２８９．３７５４．３３ 尾矿７７．０２０．０６ ０．０５ １．０２６．８８１０．６３４５．６７ 合计１００．００ ０．５６ ０．３３ １．７３ １００．００ １００．００ １００．００ 丁铵黑药 ３５ １７．５ ８．７５ 铜铅粗精矿１９．０６２．８６ １．０８ ３．７２８９．１８６４．１３４０．５６ 尾矿８０．９４０．０８ ０．１４ １．２８１０．８２３５．８７５９．４４ 合计１００．００ ０．６０ ０．３２ １．７５ １００．００ １００．００ １００．００ 试验结果表明丁基黄药＋丁铵黑药组合使用时，铜、铅 回收率较高，铜铅粗精矿中夹带的锌较少。 最终选定 丁基黄药与丁铵黑药组合使用作为铜铅混浮捕收剂。 由于丁基黄药用量的增加将导致铜铅粗精矿产率增 加，锌回收率也增加，锌损失量增大，因此，针对本矿石 特性，混浮铜铅混合捕收剂中丁基黄药与丁铵黑药最 ６４矿 冶 工 程第 ３４ 卷 适宜的药剂配比为 ２ ∶１，粗选用量 ３５ ｇ／ ｔ、扫选 １ 用量 １７．５ ｇ／ ｔ、扫选 ２ 用量 ８．７５ ｇ／ ｔ。 ３．２．２ 粗选抑制剂选择试验 铜铅粗选混浮使用的 抑制剂主要作用于锌、硫矿物，即抑制闪锌矿与黄铁矿 的上浮。 根据本矿石特征，使用石灰作为黄铁矿抑制 剂，即可简单抑制其上浮，但由于闪锌矿与铜铅矿物连 生关系密切，磨细后将产生大量铜⁃锌矿物连生体，因 此较难抑制。 闪锌矿的主要抑制剂有氰化物、硫酸锌、 亚硫酸（二氧化硫）及其盐、硫化钠等。 氰化物虽然是 一种较为有效的闪锌矿抑制剂，但由于其毒性较大，工 业中使用易造成环境污染，故此处不作考虑［６］。 试验 分别考查了硫酸亚锌、硫酸钠、硫化钠及其组合作为抑 制剂抑锌的效果，试验结果说明硫酸锌＋亚硫酸钠的 组合抑制剂对本矿石抑锌效果较好。 试验流程参见图 １，试验结果见表 ４。 其中粗选作业石灰的适宜用量为 ２ ０００ ｇ／ ｔ，硫酸锌的适宜用量为粗选 ８００ ｇ／ ｔ，扫选 １、２ 作业适宜用量分别为 ４００ ｇ／ ｔ 及 ２００ ｇ／ ｔ；亚硫酸钠的 用量与硫酸锌用量相等。 表 ４ 抑制剂选择试验结果 抑制剂种类 及用量／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＺｎＣｕＰｂＺｎ 硫酸锌 ８００ ４００ ２００ 铜铅粗精矿１８．９４２．７６ １．３９ ４．６１９３．３５８５．１０５１．０２ 尾矿８１．０６０．０４ ０．０６ １．０４６．６５１４．９０４８．９８ 原矿１００．００ ０．５６ ０．３１ １．７１ １００．００ １００．００ １００．００ 亚硫酸钠 ８００ ４００ ２００ 铜铅粗精矿１５．０９３．３６ １．６６ ４．２３８８．９０７３．７７３６．８９ 尾矿８４．９１０．０８ ０．１０ １．２９１１．１０２６．２３６３．１１ 原矿１００．００ ０．５７ ０．３４ １．７３ １００．００ １００．００ １００．００ 硫化钠 ８００ ４００ ２００ 铜铅粗精矿１７．２０３．１８ １．５５ ５．３５９２．７８８０．８４５３．５０ 尾矿８２．８００．０４ ０．０８ ０．９６７．２２１９．１６４６．５０ 原矿１００．００ ０．５９ ０．３３ １．７２ １００．００ １００．００ １００．００ 硫酸锌＋硫化钠 ８００＋８００ ４００＋４００ ２００＋２００ 铜铅粗精矿１３．１３４．０８ ２．３３ ５．４８８９．０９８５．２５４１．３６ 尾矿８６．８７０．０８ ０．０５ １．１８１０．９１１４．７５５８．６４ 原矿１００．００ ０．６０ ０．３６ １．７４ １００．００ １００．００ １００．００ 硫酸锌＋亚硫酸钠 ８００＋８００ ４００＋４００ ２００＋２００ 铜铅粗精矿２１．７１２．５３ １．４１ ４．３５９４．４１８９．２７５５．０２ 尾矿７８．２９０．０４ ０．０５ ０．９８５．５９１０．７３４４．９８ 原矿１００．００ ０．５８ ０．３４ １．７２ １００．００ １００．００ １００．００ ３．２．３ 精选抑制剂用量试验 铜铅粗精矿铜品位较 低，黄铁矿和闪锌矿含量较高，需要进一步精选，以提 高铜铅精矿品位。 精选时继续添加石灰及硫酸锌分别 作为黄铁矿和闪锌矿的抑制剂，同时补加丁铵黑药。 试验流程见图 ３，石灰用量试验结果见图 ４，硫酸锌用 量试验结果见图 ５。 由试验结果可知，精选 １ 适宜的 石灰用量为 ４００ ｇ／ ｔ，硫酸锌用量为 ４００ ｇ／ ｔ，精 ２、３ 作 业的药剂用量依次减半。 ３．２．４ 精选捕收剂用量试验 铜铅精选捕收剂丁铵 黑药用量试验流程见图 ３，试验结果见图 ６。 由试验结 果可知，随着精选 １ 作业丁铵黑药用量增大，铜精矿铜 图 ３ 铜铅精选抑制剂用量试验流程 图 ４ 铜铅精选石灰用量试验结果 图 ５ 铜铅精选硫酸锌用量试验结果 图 ６ 铜铅精选丁铵黑药用量试验结果 ７４第 ６ 期黄海威等 某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究 品位逐渐下降，铜回收率在丁铵黑药用量为５ ｇ／ ｔ 时最 大，故适宜的丁铵黑药用量为 ５ ｇ／ ｔ，精选 ２、３ 作业药 剂用量依次减半。 ３．３ 铜铅分离试验 经过铜铅精选获得的铜铅精矿中铅矿物比较简 单，铜矿物有黝铜矿和黄铜矿，因此铜铅分离适合采用 抑铅浮铜方案。 在铜铅粗精矿分离前一般都需脱药工艺，即脱去 铅矿物上的捕收剂，便于抑制剂的吸附。 脱药一般采 用活性炭颗粒，利用其多孔的构造吸附矿浆中多余的 捕收剂分子及脱去已吸附到铅矿物表面的捕收剂分 子。 试验中活性炭用量为 ２００ ｇ／ ｔ。 铅常用的抑制剂有重铬酸盐、亚硫酸类及其与其 他药剂的组合、ＣＭＣ（羧甲基纤维素）⁃水玻璃等［３］。 重铬酸盐的优点是用量小，但对环境有很大的污染。 故本次试验采用 ＣＭＣ＋亚硫酸钠抑制铅矿物，同时加 入硫酸锌抑制锌矿物，以降低铜精矿中锌的含量，铜矿 物浮选使用 Ｚ⁃２００（乙硫胺酯）作为捕收剂。 试验流程 见图 ７，试验结果见表 ５。 图 ７ 铜铅分离试验流程 表 ５ 铜铅分离试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％作业回收率／ ％ Ａｇ１）ＣｕＰｂＺｎＡｇＣｕＰｂＺｎ 铜精矿５８．３３８ ３８５．６４ ２０．４３１．１８５．８５８５．５７８７．０３７．９４６０．００ 铜尾矿１８．３３１ ２２５．４１３．８０３９．１５４．６３３．９３５．０９８２．５１１４．９３ 中矿 １１２．９２２ ５０４．９４５．１５３．１３６．２１５．６６４．８６４．６５１４．１０ 中矿 ２１０．４２２ ６５６．１２３．９８４．０９５．９９４．８４３．０２４．９０１０．９７ 合计１００．００ ５ ７１６．５２ １３．６９８．７０５．６９１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ３．４ 闭路试验 在条件试验和开路试验的基础上，考虑各中矿的 返回，适当增加精选作业次数，进行铜铅浮选闭路试 验，试验流程见图 ８，试验结果见表 ６。 闭路试验获得 了铜精矿含铜 １７．０５％、含铅 １􀆱 ９５％、含银 ５ ６２３．６０ ｇ／ ｔ， 铜回收率为 ７７．６２％、银回收率 ９０．２５％的指标，银与铜 得到了有效的富集与回收。 图 ８ 铜铅浮选闭路试验流程 表 ６ 铜铅浮选闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＰｂＡｇ１）ＣｕＰｂＡｇ 铜精矿２．６３１７．０５１．９５５ ６２３．６０７７．６２１５．３８９０．２５ 混浮尾矿９５．５００．０９０．０１ １６．３５ ２．４１２．８６ ９．７５ 铜尾矿１．８７２．３４１４．５８１９．９７８１．７６ 原矿１００．０００．５８０．３３１６３．８２１００．００１００．００１００．００ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ４ 结 论 １） 本矿石属多金属硫化矿，其中各有用金属品位 均达到综合回收品位，具有较高经济价值，但矿物组成 复杂，特别是铜铅锌矿物之间连生关系复杂，给浮选分 离带来了较大难度。 ２） 本研究采用常见工艺及药剂制度，良好的实现 （下转第 ５２ 页） ８４矿 冶 工 程第 ３４ 卷 和新型双曲波摇床的精矿回收率均在 ８０％左右，但品 位较低，均低于 ６％；ＦＡＬＣＯＮ 离心选矿机的精矿品位 较高，在 ８．５％以上，但回收率较低，低于 ７０％；新型振 动悬锥选矿机表现出较好的对细粒金红石的回收效 果，精矿品位和回 收 率 均 较 高， 分 别 为 ９． １３％ 和 ８０􀆱 ９６％。 因此，宜采用新型振动悬锥选矿机进行该矿 区金红石的粗选富集抛尾工艺。 表 ４ 各种重选抛尾方案的最佳试验结果对比 选别 设备 产品 名称 产率 ／ ％ ＲＴｉＯ２品位 ／ ％ ＲＴｉＯ２回收率 ／ ％ 精矿４５．５３４．７３８０．１４ 螺旋溜槽尾矿５４．４７０．９８１９．８６ 原矿１００．００２．６９１００．００ 精矿３８．２１５．５７８０．７７ 矿泥摇床尾矿６１．７９０．８２１９．３５ 原矿１００．００２．６３１００．００ 精矿３７．８０５．７１８１．６５ 双曲波摇床尾矿６２．２００．７８１９．３５ 原矿１００．００２．６４１００．００ 精矿２３．７８９．１３８０．９６ 新型悬振锥面选矿机尾矿７６．２２０．６７１９．０４ 原矿１００．００２．６８１００．００ 精矿２２．５５８．６５６６．１５ ＦＡＬＣＯＮ 离心选矿机尾矿７７．４５１．２９３６．８５ 原矿１００．００２．６９１００．００ ３ 结 语 １） 该矿石属区域变质⁃细粒嵌布金红石矿石。 该 矿主要由角闪石、黑云母、长石、方解石等矿物组成，含 钛矿物主要为金红石、钛铁矿、锐钛矿及含钛硅酸盐等 矿物。 ２） 金 红 石 嵌 布 状 态 以 粒 间 金 红 石 为 主， 占 ７３􀆱 ６３％，包裹金红石次之，占 ２６．３７％。 粒间金红石以 角闪石与长英矿物粒间、角闪石粒间为主，其它次之或 少量，这部分金红石相对较易单体解离。 包裹金红石 以角闪石包裹为主，其它次之或少量，其中长英矿物和 方解石包裹金红石较难与其载体矿物完全单体解离。 ３） 采用螺旋溜槽、普通矿泥摇床和新型双曲波摇 床选别该细粒金红石矿，粗精矿回收率均在 ８０％左 右，但品位较低，均低于 ６％；采用 ＦＡＬＣＯＮ 离心选矿 机选别时，粗精矿品位较高，在 ８．５％以上，但回收率较 低，低于 ７０％。 采用新型振动悬锥选矿机选别该细粒 金红石矿，取得较好的效果，精矿品位和回收率均较 高，分别为 ９．１３％和 ８０．９６％。 因此，该矿区细粒金红 石的粗选富集抛尾工艺适宜采用新型振动悬锥选矿机 进行。 参考文献 ［１］ 王雅静， 张宗华． 微细粒金红石浮选捕收剂的研究［Ｊ］． 矿业快 报，２００８（１）３１－３３． ［２］ 任 酶，杨则器，池汝安． 双膦酸捕收铌铁金红石机理研究［Ｊ］． 有色金属， １９９８，５０（３）５５－５９． ［３］ 岳铁兵，魏德州，曹进成，等． 细粒金红石矿浮选工艺研究［Ｊ］． 化 工矿物与加工，２００５（３）１－３． ［４］ 魏镜弢， 杨 波． 微细粒重选技术研究［Ｊ］． 昆明理工大学学报， ２００１（２）４６－４８． ［５］ 岳铁兵，曹进成，魏德洲，等． 细粒金红石矿重选抛尾工艺研究 ［Ｊ］． 化工矿物与加工， ２００５（１）１５－１７． ［６］ 高利坤，张宗华，李春梅． 河南方城金红石矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿产综合利用， ２００３（３）３－８． ［７］ 陈秀华，张宗华，杨德坤，等． 会东微细粒金红石矿的矿石可选性 研究新技术［Ｊ］． 云南冶金， １９９９（６）５－８． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ４８ 页） 了原矿中铜铅矿物的分离及回收，工艺流程简单、合 理，可为实际工业生产提供参考。 ３） 原矿铜、铅品位分别为 ０．５８％、０．３３％，经铜铅 混浮三次精选后，得到铜铅粗精矿，再加入活性碳脱药 后抑铅浮铜，经两次精选后获得铜精矿产品，浮铜尾矿 再经多次精选可得铅精矿，铜精矿含铜 １７．０５％、含铅 １．９５％、含银 ５ ６２３．６０ ｇ／ ｔ，铜回收率为 ７７．６２％、银回收 率 ９０．２５％的指标，银与铜得到了有效的富集与回收。 参考文献 ［１］ 周晓文，罗仙平． 江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（１）３２－３６． ［２］ 唐志中，李志伟，宋翔宇． 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． ［３］ 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． ［４］ 罗仙平，罗礼英，杨 备，等． 四川某难选低品位氧化锌矿选矿工 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