重浮联合分选高品位硫精矿试验研究.pdf

重浮联合分选高品位硫精矿试验研究 ① 李茂林１，２， 颜亚梅１ （１．武汉科技大学 冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室，湖北 武汉 ４３００８１； ２．长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 研究了以浮选⁃重选⁃浮选工艺流程分选黄铁矿的可行性，确定了旋流器分选黄铁矿的最佳参数和旋流器溢流浮选的最优 条件。 研究表明使用旋流器处理浮选得到的粗选精矿，在合适的参数配置下，旋流器沉砂硫品位大于 ４６．５％，成为合格精矿；微细 粒的旋流器溢流经过一粗一精两次浮选，也能得到硫品位大于 ４７％的精矿；两种精矿混合，即可得到单一的高品位硫精矿产品。 本 流程不仅极大地提高了分选效率，同时因为旋流器能耗低、无需用药剂等特点，使得生产成本得到有效控制。 关键词 重浮联合分选； 黄铁矿； 旋流器 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０２．００８ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０２－００３１－０４ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｏｆ Ｈｉｇｈ⁃ｇｒａｄｅ Ｓｕｌｆｕｒ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｂｙ ｔｈｅ Ｃｏｍｂｉｎｅｄ Ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ Ｇｒａｖｉｔｙ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ＬＩ Ｍａｏ⁃ｌｉｎ１，２， ＹＡＮ Ｙａ⁃ｍｅｉ１ （１．Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ａｎｄ Ａｇｇｌｏｍｅｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｈｕｂｅｉ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｗｕｈａｎ ４３００８１， Ｈｕｂｅｉ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｈｅ ｆｅａｓｉｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｔｈｒｅｅ ｓｅｑｕｅｎｔｉａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ， ｎａｍｅｌｙ， ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ⁃ｓｔａｇｅ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ａ ｇｒａｖｉｔｙ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｔｈｅ ｓｅｃｏｎｄａｒｙ⁃ｓｔａｇｅ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｔｏ ｓｅｐａｒａｔｅ ｐｙｒｉｔｅ ｗａｓ ｓｔｕｄｉｅｄ， ｗｉｔｈ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｐｙｒｉｔｅ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｈｙｄｒｏｃｙｃｌｏｎｅｓ ａｎｄ ｏｐｔｉｍａｌ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｆｏｒ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｈｙｄｒｏｃｙｃｌｏｎｅ ｏｖｅｒｆｌｏｗ ｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ⁃ｓｔａｇｅ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗａｓ ｔｒｅａｔｅｄ ｕｓｉｎｇ ｈｙｄｒｏｃｙｃｌｏｎｅｓ ｗｉｔｈ ｓｕｉｔａｂｌｅ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ， ｔｈｅ ｕｎｄｅｒｆｌｏｗ ｗａｓ ｃｏｌｌｅｃｔｅｄ ａｓ ａ ｑｕａｌｉｆｉｅｄ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ｓｕｌｆｕｒ ｇｒａｄｅ ｏｖｅｒ ４６．５％， ｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｍｉｃｒｏｆｉｎｅ ｏｖｅｒｆｌｏｗ ｗａｓ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ａ ｆｕｒｔｈｅｒ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｏｎｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ａｎｄ ｏｎｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｃｌｅａｎｉｎｇ， ａｌｓｏ ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ａ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｓｕｌｆｕｒ ｇｒａｄｅ ｏｖｅｒ ４７％． Ａｓ ａ ｒｅｓｕｌｔ， ａ ｈｉｇｈ ｑｕａｌｉｔｙ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗａｓ ｐｒｅｐａｒｅｄ ｂｙ ｍｉｘｉｎｇ ｔｈｅ ａｆｏｒｅｍｅｎｔｉｏｎｅｄ ｔｗｏ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ． Ｔｈｉｓ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃａｎ ｎｏｔ ｏｎｌｙ ｇｒｅａｔｌｙ ｉｍｐｒｏｖｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｅｆｆｉｃｉｅｎｃｙ， ｂｕｔ ａｌｓｏ ｒｅａｌｉｚｅ ａｎ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｃｏｓｔ ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｆｅａｔｕｒｅｓ ｏｆ ｌｏｗ ｅｎｅｒｇｙ ｃｏｎｓｕｍｉｎｇ ａｎｄ ｒｅａｇｅｎｔ ｆｒｅｅ ｉｎ ｔｈｅ ｇｒａｖｉｔｙ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｈｙｄｒｏｃｙｃｌｏｎｅｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｇｒａｖｉｔｙ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ⁃ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ； ｐｙｒｉｔｅ； ｈｙｄｒｏｃｙｃｌｏｎｅ 黄铁矿含有硫和铁两种元素，分别是化学工业和 钢铁工业的原料。 以黄铁矿为原料制酸过程中，硫元 素得到了充分的利用，但铁元素的利用却存在一些问 题。 图 １ 给出了硫酸渣铁品位与硫精矿硫品位的大致 数学关系，由图可知，硫精矿硫品位越高，硫酸渣的铁 品位也越高［１］，当硫精矿品位达到 ４５％以上时，制酸 后的硫酸渣中铁品位能达到 ６０％以上，这种硫酸渣可 以直接成为炼铁的原料。 在我国，很长一段时间内硫 精矿的品位都在 ４０％左右，硫酸渣的铁品位只有 ５０％ 左右，如果要利用这种硫酸渣中的铁资源，必须对硫酸图 １ 硫精矿品位与硫酸渣铁品位关系 ①收稿日期 ２０１３－１１－１２ 作者简介 李茂林（１９６３－），男，湖南长沙人，教授，博士研究生导师，长期从事微细粒磨矿与分级方面的研究工作。 第 ３４ 卷第 ２ 期 ２０１４ 年 ０４ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №２ Ａｐｒｉｌ ２０１４ 渣进行选别，而经过焙烧后的硫酸渣的铁矿物与脉石 形成的紧密结合体使得铁矿物的分选十分困难［２］。 因此，含铁量低的硫酸渣既不能直接作为炼铁原料，也 难以用选矿的方法得到高品位铁精矿，使得这类渣中 铁的利用效果极差。 因此，要使黄铁矿中的硫和铁两 种资源都得到高效利用，最简单的方法是在保证回收 率的条件下，将硫精矿的品位提高到 ４６％左右，这样 不仅充分利用了硫资源，而且硫酸渣中铁品位也达到 了直接炼铁的要求。 １ 凡口铅锌矿选硫工艺与问题的提出 凡口铅锌矿是我国著名的铅锌矿山，矿石中富含 黄铁矿。 ２０１０ 年以前，该矿采用简单的浮选工艺由铅 锌浮选后的尾矿生产硫品位 ４０％的硫精矿［３］，年产硫 精矿约为 ７０ 万吨标硫。 ２０１０ 年该矿采用如图 ２ 所示 的浮选工艺，得到了一种硫品位大于 ４７％的高品位硫 精矿和一种硫品位大于 ３６％的低品位硫精矿，按照标 硫量计算，高品位硫精矿和低品位硫精矿的产量之比 为 ５５∶４５。 由于高品位硫精矿的价格远高于低品位硫 精矿，该流程为凡口铅锌矿资源高效利用和经济效益 的提升发挥了重要作用。 考虑到该流程依然生产约 ４５％的低硫精矿，仍存在进一步提高高品位硫精矿产 率的空间，因此本文对此进行了研究，旨在探索出一种 合适的选别方法，将凡口铅锌矿选硫双产品结构转变 为单一高品位硫精矿。 图 ２ 凡口铅锌矿高铁硫精矿工艺 ２ 旋流器分选试验 传统的黄铁矿分选一般采用全浮选流程或全重选 流程［４］，采用旋流器分选时也会将旋流器置于浮选的前 端，作为预富集的手段，剔除矿泥。 本文使用旋流器处 理经一次浮选粗选后的硫粗泡产品，每天从现场截样， 因此给料性质略有差异，其硫品位为 ４１％ ～４４％，浓度 为 ４５％～５６％。 试验设备为直径 １００ ｍｍ 的 ＣＺＩ－１００ 旋流器［５］，由长沙矿冶研究院设计，专门用于黄铁矿 的重选分离。 ２．１ 沉砂咀直径试验 旋流器给矿压力为 ０．１０ ＭＰａ，溢流管直径为 ２２ ｍｍ，给矿浓度（即生产中硫粗泡的浓度）为 ５１．４２％，给 矿硫品位为 ４１．８５％时，沉砂咀直径试验结果见表 １。 表 １ 旋流器沉砂咀直径试验 沉砂咀直径 ／ ｍｍ 产品 名称 浓度 ／ ％ 硫品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 回收率 ／ ％ １２ 溢流３８．４２３８．１５５９．６１５４．４４ 沉砂８１．５０４７．５０４０．３９４５．５６ １４ 溢流３３．４２３５．４３４２．３５３５．７６ 沉砂８０．１０４６．６５５７．６５６４．２４ １６ 溢流３１．４３３４．３０３７．６９３０．８６ 沉砂７８．６６４６．４０６２．３１６９．１４ １８ 溢流２６．８７３１．６０２８．６１２１．５７ 沉砂７７．１８４５ ．９８７１．３９７８．４３ ２０ 溢流２２．８１２９．６０１７．０３１１．９８ 沉砂７３．９３４４．４０８２．９７８８．０２ 由表 １ 可知，沉砂咀直径对沉砂硫品位影响明显， 随着沉砂咀直径增加，沉砂硫品位下降，回收率上升， 反之亦然。 为保证沉砂品位不低于 ４６％，沉砂咀直径 应不大于 １８ ｍｍ。 ２．２ 溢流管直径试验 为保证沉砂硫品位合格且回收率高，确定沉砂咀 直径为 １８ ｍｍ，并在此基础上进行了溢流管直径试验， 给矿压力为 ０．１０ ＭＰａ，给矿浓度为 ５２．１３％，给矿硫品 位为 ４１．７０％时，试验结果如表 ２ 所示。 表 ２ 旋流器溢流管直径试验 溢流管直径 ／ ｍｍ 产品 名称 浓度 ／ ％ 硫品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 回收率 ／ ％ ２２ 溢流３０．７２３４．７５３９．３３３２．７８ 沉砂７９．２２４６．２３６０．６７６７．２２ ２４ 溢流３３．７２３６．３０５０．２９４３．８１ 沉砂８０．５９４７．２０４９．７１５６．１９ ２６ 溢流３５．２８３７．６５５４．４４４９．１９ 沉砂８１．１３４６．５５４５．５６５０．８１ ２８ 溢流３７．１５３９．１５６１．２３５７．４９ 沉砂８２．７４４７．４７３８．７７４２．５１ 由表 ２ 可知，沉砂硫品位受溢流管直径影响较小， 而回收率则随溢流管直径的增大而显著降低，因此，在 确保沉砂硫品位在 ４６％以上且回收率高的前提下，溢 流管直径确定为 ２２ ｍｍ。 ２．３ 压力试验 确定了旋流器沉砂咀直径为 １８ ｍｍ，溢流管直径 为 ２２ ｍｍ 后，在给矿浓度为 ５１．８３％，给矿硫品位为 ４３􀆱 ２５％时，进行了旋流器压力试验，试验结果如表 ３ ２３矿 冶 工 程第 ３４ 卷 所示。 表 ３ 数据表明，给矿压力的改变对沉砂硫品位影 响较小，却能在一定幅度上提高硫回收率，考虑到高压 力下旋流器工作的稳定性，选择给矿压力为 ０．１０ ＭＰａ。 表 ３ 旋流器给矿压力试验 压力 ／ ＭＰａ 产品 名称 浓度 ／ ％ 硫品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 回收率 ／ ％ ０．０４ 溢流３１．８６３７．４５３７．９７３２．８８ 沉砂７１．７４４６．８０６２．０３６７．１２ ０．０６ 溢流３０．９６３６．６５３５．６１３０．１８ 沉砂７３．９６４６．９０６４．３９６９．８２ ０．０８ 溢流３０．７２３６．３０３５．０５２９．４１ 沉砂７５．１６４７．００６４．９５７０．５９ ０．１０ 溢流２８．７０３５．００２９．１８２３．６２ 沉砂７６．９２４６．６５７０．８２７６．３８ ０．２０ 溢流２５．６７３２．９０２５．５４１９．４３ 沉砂７７．４８４６．８０７４．４６８０．５７ 综合上述参数试验可知，对于直径为 １００ ｍｍ 的 ＣＺＩ－１００ 旋流器，最佳的参数配置为沉砂咀直径 １８ ｍｍ，溢流管直径 ２２ ｍｍ，给矿压力 ０．１０ ＭＰａ。 在此状 态下得到的沉砂硫品位能达到 ４６％以上，可直接作为 高硫精矿产品，而溢流硫品位仅有 ３７％～４２％，需要通 过浮选进一步回收。 ３ 溢流浮选试验 由旋流器重选得到的沉砂符合高品位硫精矿的要 求，但是得到的旋流器溢流，其浓度为 ３５％ ～４０％，硫 品位为 ３７％ ～４２％，－７４ μｍ 粒级含量大于 ９５％，该溢 流粒度组成细，给浮选增加了难度，但正是因为粒度 细，保证了黄铁矿的单体解离度，因此，试验随后进行 了溢流浮选试验。 ３．１ 粗选时间试验 在浮选时间试验中，捕收剂使用乙黄药，用量为 ３３３ ｇ／ ｔ；起泡剂使用 ２＃油，用量为 １０．８３ ｇ／ ｔ，浮选矿浆 ｐＨ 值为 ７．７～７．８，试验结果如表 ４ 所示。 表 ４ 溢流粗选浮选时间试验 浮选时间 ／ ｍｉｎ 产品 名称 硫品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 回收率 ／ ％ 粗精矿４７．２０７９．０６９２．１４ ３尾矿１５．２０２０．９４７．８６ 给矿４０．５０１００．００１００．００ 粗精矿４７．００８１．２７９４．３１ ４尾矿１２．３０１８．７３５．６９ 给矿４０．５０１００．００１００．００ 粗精矿４６．９０８２．８４９５．９３ ５尾矿９．６０１７．１６４．０７ 给矿４０．５０１００．００１００．００ 粗精矿４６．２０８４．６４９６．５５ ６尾矿９．１０１５．３６３．４５ 给矿４０．５０１００．００１００．００ 该组试验溢流硫品位为 ４０．５０％。 试验结果表明， 不同浮选时间下，精矿品位均达到了 ４６％以上，且随 着浮选时间的延长，精矿品位降低，回收率提高；对比 浮选时间为 ５ ｍｉｎ 和 ６ ｍｉｎ 时，沉砂硫品位下降幅度大 于回收率提高幅度，因此最佳浮选时间选择为 ５ ｍｉｎ。 ３．２ 粗选捕收剂用量试验 在乙黄药用量试验中，２＃油用量为 １０．８３ ｇ／ ｔ，浮选 时间为 ５ ｍｉｎ，浮选矿浆 ｐＨ 值为 ７．７～７．８，试验结果如 表 ５ 所示。 表 ５ 粗选黄药用量试验 乙黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 硫品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 回收率 ／ ％ 粗精矿４４．５０８０．６６９５．７２ ３３３尾矿８．３０１９．３４４．２８ 给矿３７．５０１００．００１００．００ 粗精矿４４．４０８０．９４９５．８３ ４００尾矿８．２０１９．０６４．１７ 给矿３７．５０１００．００１００．００ 粗精矿４４．７０８１．０５９６．６１ ５００尾矿６．７０１８．９５３．３９ 给矿３７．５０１００．００１００．００ 粗精矿４４．２０８１．８４９６．４７ ６００尾矿７．３０１８．１６３．５３ 给矿３７．５０１００．００１００．００ 该组试验溢流硫品位为 ３７．５０％。 试验数据表明， 随着乙黄药用量增加，精矿硫品位和回收率变化均不 大，故选择最小量 ３３３ ｇ／ ｔ 即可。 同时，上述试验也表 明，在溢流硫品位较低时，一次粗选不能保证精矿硫品 位一定在 ４６％以上。 因此需要对粗精矿进行精选试验。 ３．３ 精选捕收剂用量试验 粗选条件为乙黄药 ３３３ ｇ／ ｔ，２＃油 １０．８３ ｇ／ ｔ，浮选 时间 ５ ｍｉｎ，精选时不添加 ２＃油，浮选时间为 ５ ｍｉｎ，精 选捕收剂乙黄药用量试验结果如表 ６ 所示。 表 ６ 精选乙黄药用量试验 乙黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 硫品位 ／ ％ 产率 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精选精矿４５．６０ 精矿尾矿４６．２０ ０粗选精矿４５．８８ 粗选尾矿１１．２０ 粗选给矿４１．００ 精选精矿４７．９０７６．７７９２．２８ 精矿尾矿２２．３０６．５１３．６４ １６７粗选精矿４５．９０８３．２７９５．９２ 粗选尾矿９．７３１６．７３４．０８ 粗选给矿３９．８５１００．００１００．００ 精选精矿４７．１０８２．２０９４．４３ 精矿尾矿１９．００３．７３１．７３ ３００粗选精矿４５．８８８５．９３９６．１６ 粗选尾矿１１．２０１４．０７３．８４ 粗选给矿４１．００１００．００１００．００ ３３第 ２ 期李茂林等 重浮联合分选高品位硫精矿试验研究 表 ６ 显示，精选时若不添加乙黄药，得到的精选精 矿品位不合格，甚至低于尾矿品位；添加乙黄药后，精 矿品位能达到 ４７％以上，且随着捕收剂用量加大，硫 回收率会提高 １％～３％。 因此精选乙黄药用量选择为 ３００ ｇ／ ｔ。 ４ 重浮联合流程开路试验 由旋流器试验和溢流浮选试验可发现，不论是旋 流器重选生产的沉砂，还是溢流经过两次浮选得到的 精矿，其硫品位均在 ４６％以上，若将两者混合即可得 到单一的高品位硫精矿，对此，试验进行了一组重浮联 合开路试验，试验流程如图 ３ 所示，结果见表 ７。 图 ３ 重浮联合开路实验流程 表 ７ 重浮联合开路流程实验各产品指标 选别阶段 产物 名称 硫品位 ／ ％ 对粗泡产率 ／ ％ 对粗泡回收率 ／ ％ 沉砂４７．４０５４．６７５８．８９ 旋流器重选溢流３９．９０４５．３３４１．１１ 硫粗泡４４．００１００．００１００．００ 粗精矿４５．７０３７．６７３９．１２ 溢流粗选尾矿１１．４０７．６７１．９９ 溢流３９．９０４５．３３４１．１１ 精矿４６．９０３６．２９３８．６９ 溢流精选中矿１４．００１．３７０．４４ 粗精矿４５．７０３７．６７３９．１２ 沉砂与精矿混合计算 总精矿４７．２０９０．９６９７．５８ 表 ７ 数据显示，旋流器重选得到的沉砂硫品位为 ４７．４０％，对粗泡回收率 ５８．８９％；溢流硫品位 ３９．９０％， 经过两次浮选后得到硫品位 ４６．９０％，对粗泡回收率 ３８．６９％的浮选精矿；而将沉砂指标与浮选精矿指标混 合计算，可得到硫品位 ４７．２％，相对于硫粗泡回收率 ９７．５８％的总精矿。 ５ 结 语 １） 提出了浮选⁃旋流器重选⁃浮选的新工艺，旋流 器分选浮选粗精矿，得到高品位粗颗粒硫精矿，溢流再 用浮选的方法得到高品位细颗粒硫精矿。 本工艺流程 不仅极大地提高了分选效率，同时因为旋流器能耗低、 无需用药剂等特点，使得生产成本得到有效控制。 该 工艺是一种新型的高品位硫精矿生产工艺。 ２） 使用旋流器分选硫粗泡，可一次性分选出硫品 位 ４６％以上的粗颗粒沉砂，能直接作为高硫精矿产 品；对于直径为 １００ ｍｍ 的 ＣＺＩ－１００ 旋流器，其参数配 置为沉砂咀直径 １８ ｍｍ，溢流管直径 ２２ ｍｍ，给矿压 力 ０．１０ ＭＰａ。 ３） 旋流器重选得到的溢流经过一粗一精两次浮 选，能生产出硫品位 ４７％以上的高硫精矿，溢流粗选 条件为乙黄药用量为 ３３３ ｇ／ ｔ，２＃油添加量 １０．８ ｇ／ ｔ， 刮泡时间为 ５ ｍｉｎ；精选条件为乙黄药用量为 ３００ ｇ／ ｔ， 刮泡时间 ５ ｍｉｎ。 ４） 重浮联合开路试验显示，重浮联合流程能够有 效分离出高品位高回收率的精矿产品，得到的总精矿 硫品位达到 ４７．２０％，相对于硫粗泡回收率为 ９７．５８％。 参考文献 ［１］ 叶雪均，刘子帅． 提高硫精矿质量实现硫铁双资源利用的研究 ［Ｊ］． 西安科技大学学报，２０１３，３３（１）１１２－１１６． ［２］ 陈 平，吕宪俊，崔学奇． 硫酸渣选矿的研究与应用［Ｊ］． 矿业快 报，２００８（５）７１－７４． ［３］ 江皇义，叶雪均，罗 升，等． 凡口铅锌矿选硫新工艺研究与实践 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３，３３（１）３０－３３． ［４］ 欧阳素勤，银星宇． 硫铁矿选矿研究现状［Ｊ］． 矿产保护与利用， 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