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兰坪氧化铅锌矿选矿试验研究

更新时间：2009-03-28

我国已探明的氧化铅锌矿主要分布在云南、广西、辽宁、甘肃、四川、青海和内蒙古等地，氧化铅锌矿金属储量约5000万t。云南铅锌矿资源居全国首位，探明储量2764.86万t,其中氧化矿约占总储量一半以上[1-2]。

云南省铅锌矿矿石类型有硫化矿、氧化矿和混合矿三种，硫化、氧化、混合铅锌矿石的保有储量分别占总储量的34.52%、41.81%、9.65%。

随着矿产资源利用程度加深，硫化铅锌矿资源日渐枯竭，越来越重视氧化铅锌狂的综合利用。但是由于氧化铅锌矿矿物组分复杂、嵌布粒度细、含泥量大等问题，造成选矿难度大[3-7]。

本项目以兰坪金鼎砂岩型氧化铅锌矿作为典型代表矿样开展相应综合利用研究。

调研结果显示，不同学科用户对学术资源的载体类型需求有所不同。化学、材料科学与工程、土木工程、经济管理科学与工程等多个学科用户在围绕资源服务载体的问题征询时，不约而同地优先推荐电子资源或网络出版模式，还有部分用户提出通过移动端访问学术资源的意向，调研结果总体贴合移动互联时代学科用户的使用习惯。而法学学科用户希望提供权威机构的各类案例库等电子资源，而针对领域经典著作、学科核心期刊资源，用户则希望提供纸本服务。

1 矿石性质

1.1 原矿多元素及铅锌物相分析

原矿的主要化学元素分析结果及铅、锌物相分析结果见表 1 ～ 3。

表1 原矿多元素分析结果/%Table 1 Analysis results of multi-elements of the raw ore

*单位为g/t。

Pb Zn Cu Ag* P Cd As CaO TFe MgO SiO2 Al2O3 Na2O K2O 1.10 7.65 0.006 10.4 0.02 0.18 0.02 7.88 3.43 0.35 56.68 3.55 0.36 0.81

表2 铅物相分析结果/%Table 2 The phase of lead

矿物名称方铅矿中铅白铅矿中铅铅钒中的铅磷氯铅矿中铅总铅含量/% 0.30 0.22 0.436 0.14 1.096分布率/% 27.37 20.07 39.78 12.78 100.00

表3 锌物相分析结果/%Table 3 The phase of zinc

矿物名称硫化锌中锌氧化锌中锌异极矿和硅锌矿中锌锌铁尖晶石中锌总锌含量/% 2.05 5.04 0.56 0.11 7.76分布率/% 26.42 64.95 7.22 1.41 100.00

由表1～3可以看出，矿石中具有回收价值的元素为铅、锌，原矿中铅含量为1.10%，锌含量为7.65%，银可综合回收，其余有价元素含量都很低，不具有回收价值。铅氧化率为72.63%，锌氧化率为73.58%，对铅锌的综合回收不利。

1.2 矿物组成

采用SPSS 18.0统计学软件对数据进行处理，计量资料以“±s”表示，计数资料采用x2检验，采用t检验，以P＜0.05为差异有统计学意义。

2 选矿试验

对于原矿中硫化铅、氧化铅矿物的选别，常用的选矿方法是“氧硫分选”和“氧硫混选”，但过量的硫化钠会对硫化铅起抑制作用，宜采用“氧硫分选”方法；另外，原矿中含有4%的黄铁矿，可采用“铅硫混浮-分离”工艺实现硫化铅与黄铁矿的有效分离。而对于原矿中硫化锌、氧化锌矿物的选别，因浮选氧化锌时常需要加入大量的硫化钠，而过量的硫化钠对硫化锌有抑制作用，因此，也宜采用“氧硫分选”工艺。

2.1 先硫后氧探索性浮选流程试验

对原矿先进行“铅硫混浮-分离”工艺，再进行硫化锌浮选作业，最后进行氧化锌浮选作业。试验结果见表4。

表4 探索性选流程试验结果Table 4 The results of exploratory fl otation process

品位/% 回收率/%Pb Zn Pb Zn硫化铅精矿 0.44 50.73 4.34 20.29 0.24黄铁矿 1.16 3.42 8.29 3.61 1.2铅中矿1 1.54 2.26 22.67 3.16 4.36铅中矿2 0.82 3.60 14.03 2.68 1.44硫化锌精矿 3.09 0.78 47.26 2.19 18.23锌中矿1 2.27 1.49 9.34 3.07 2.65锌中矿2 1.12 1.93 9.14 1.97 1.28氧化锌精矿 12.01 2.77 36.97 30.23 55.43锌中矿3 3.72 1.75 7.77 5.92 3.61锌中矿4 1.68 1.47 7.06 2.25 1.48泥质 0.69 1.09 5.07 0.68 0.44尾矿 71.46 0.37 1.08 23.95 9.64原矿 100.00 1.10 8.01 100.00 100.00产品名称产率/%

原矿经先硫后氧浮选流程选别后，可获得硫化铅精矿产率0.44%、Pb 50.73%、铅回收率20.29%；硫化锌精矿产率3.09%、Zn 47.26%、锌回收率18.23%；氧化锌精矿产率12.01%、Zn 36.97%、锌回收率55.43%；总锌精矿回收率73.66%的技术经济指标，主元素锌回收效果较好。

2.2 主要条件优化试验

在较佳浮选流程试验的基础上，进行闭路浮选流程试验，见图3，试验结果见表9。

2.2.1 氧化铅粗选硫化钠条件试验

矿石中有硫化物、碳酸盐、硅酸盐、硫酸盐、氧化物、磷酸盐六类，共25种矿物存在。其中氧化物占49.6%，碳酸盐占23.75%，硅酸盐占14%，硫化物占7.46%，硫酸盐占3.61%，磷酸盐少。主要脉石矿物为方解石、石英、绢云母、高岭土、石膏等。矿石中有价元素铅、锌赋存的矿物类型和种类较多，在六种矿物类型中均有出现，铅的主要矿物如下：硫化物有方铅矿，方铅矿中的铅占总铅的27.37%；碳酸盐有白铅矿，白铅矿中铅占总铅的20.07%；硫酸盐有铅钒，铅钒中的铅占总铅的39.78%；另有少量的氧化物铅锰矿和磷酸盐磷氯铅矿，以上铅矿物都是选铅的目的矿物。锌的主要矿物如下：硫化物有闪锌矿，闪锌矿中的锌占总锌的26.42%；碳酸盐有菱锌矿和水锌矿，菱锌矿占总锌的49.33%、水锌矿占总锌的12.46%；硅酸盐异极矿（硅锌矿），异极矿（硅锌矿）中的锌占总锌的7.22%；硫酸盐有锌钒，含量少；另有少量的氧化物黑锌锰矿，以上锌矿物都是选锌的目的矿物。铅、锌矿物种类较多，给选矿带来很大的难度。

在较佳的硫化矿浮选条件下，进行了氧化铅粗选硫化钠用量条件试验。其流程见图1，试验结果见表5。

图1 氧化铅粗选硫化钠用量流程Fig . 1 Flowsheet of the dosage of Na2S in lead oxide roughing

表5 氧化铅粗选硫化钠用量条件试验结果Table 5 The results of the dosage of Na2S in lead oxide roughing

硫化钠用量/（g · t-1）产品名称产率/%品位/% 回收率/%Pb Zn Pb Zn 1500硫化物 8.10 4.71 26.67 35.66 28.31氧化铅精矿 2.07 11.38 6.24 22.02 1.69尾矿 89.83 0.50 5.94 42.32 70.00原矿 100.00 1.07 7.63 100.00 100.00 1750硫化物 9.20 4.14 24.67 35.60 30.02氧化铅精矿 1.81 16.01 5.57 27.08 1.33尾矿 88.99 0.45 5.83 37.32 68.83原矿 100.00 1.08 7.56 100.00 100.00 2000硫化物 8.84 4.35 24.75 34.96 28.94氧化铅精矿 1.50 23.33 4.46 31.81 0.90尾矿 89.66 0.41 5.91 33.23 70.16原矿 100.00 1.10 7.56 100.00 100.00 2250硫化物 8.04 4.69 26.79 34.59 28.34氧化铅精矿 1.51 20.21 4.22 28.00 0.84尾矿 90.45 0.45 5.95 37.41 70.82原矿 100.00 1.09 7.60 100.00 100.00

2.2.2 氧化铅粗选戊黄药条件试验

表5结果表明，硫化钠用量不足时，氧化铅矿物表面硫化效果不好，造成氧化铅精矿品位和回收率均低，而硫化钠用量过量时，又对氧化铅矿物起抑制作用，氧化铅粗选较佳的硫化钠用量为2000 g/t。

2.2.3 氧化锌粗选硫化钠用量条件试验

表6 氧化铅粗选戌黄药用量条件试验结果Table 6 The results of the dosage of Amyl xanthate in lead oxide roughing

戊黄药用量/（g · t-1）产品名称产率/%品位/% 回收率/%/% Zn Pb Zn 80硫化物 8.89 4.32 24.13 38.79 28.65氧化铅精矿 1.04 25.69 4.58 26.99 0.61尾矿 90.07 0.38 5.73 34.22 70.74原矿 100.00 1.07 7.35 100.00 100.00 110硫化物 8.31 4.22 24.48 38.48 30.36氧化铅精矿 1.47 23.77 4.20 27.73 0.67尾矿 90.22 0.39 5.78 33.79 68.97原矿 100.00 1.02 7.50 100.00 100.00 140硫化物 8.18 4.99 26.18 38.15 28.63氧化铅精矿 1.65 17.87 4.82 27.56 1.06尾矿 90.17 0.41 5.83 34.29 70.31原矿 100.00 1.07 7.48 100.00 100.00 170硫化物 8.52 5.09 25.54 38.72 29.53氧化铅精矿 1.70 17.98 4.64 27.29 1.07尾矿 89.78 0.42 5.70 33.99 69.40原矿 100.00 1.12 7.37 100.00 100.00

随着戊黄药用量的增加，氧化铅精矿品位不断下降，回收率先稍微上升后又稳定，氧化铅粗选较佳的戌黄药用量为110 g/t。

在较佳的硫化矿浮选条件和氧化铅粗选硫化钠用量2000 g/t条件下，进行了氧化铅粗选戊黄药用量条件试验。其试验流程见图3，试验结果见表6。

2.2.4 氧化锌粗选KZ用量条件试验

对于氧化锌矿物的浮选，常用硫化钠硫化后再用新型捕收剂或十八胺浮选，硫化效果的好坏决定了氧化锌上浮率的高低。所以在以上最佳条件下，进行氧化锌粗选硫化钠用量条件试验。其试验流程见图2，试验数据见表7。

图2 氧化锌粗选硫化钠用量试验流程Fig . 2 Flowsheet of the dosage of Na2S in znic oxide roughing

表7 氧化锌粗选硫化钠用量条件试验结果Table 7 The results of of the dosage of Na2S in znic oxide roughing

注：*是指“原矿顺序经磨矿、铅硫混浮分离、硫化锌浮选、氧化铅浮选的尾矿”。

硫化钠用量/（g · t-1）产品名称产率/% Zn品位 Zn回收率/%对作业对原矿 /% 对作业对原矿氧化锌精矿 13.67 12.22 34.27 75.22 52.35 5000中矿 2.22 1.98 14.23 5.06 3.52泥质 0.97 0.87 4.42 0.69 0.48尾矿 83.14 74.32 1.43 19.03 13.25给矿* 100.00 89.39 6.23 100.00 69.60氧化锌精矿 14.71 13.19 32.40 77.68 54.15 6000中矿 3.09 2.77 14.66 7.39 5.15泥质 0.94 0.84 4.95 0.76 0.53尾矿 81.26 72.88 1.07 14.17 9.88给矿* 100.00 89.68 6.13 100.00 69.71氧化锌精矿 13.98 12.58 33.70 76.04 53.39 7000中矿 2.37 2.13 17.85 6.82 4.79泥质 0.90 0.81 4.40 0.64 0.45尾矿 82.75 74.46 1.24 16.50 11.58给矿* 100.00 89.98 6.20 100.00 70.21氧化锌精矿 14.48 13.01 33.69 78.55 54.99中矿 2.17 1.95 17.09 5.97 4.18泥质 1.04 0.93 5.02 0.84 0.59尾矿 82.31 73.93 1.10 14.64 10.25给矿* 100.00 89.82 6.21 100.00 70.01 8000

当硫化钠用量从5 kg/t提高到6 kg/t时，氧化锌精矿对作业回收率提高了2.46%、尾矿锌对作业损失率减少了4.86%；继续提高硫化钠用量，氧化锌精矿回收率变化很小。因此，氧化锌粗选适宜的硫化钠用量为6 kg/t。

该变压器油箱为钟罩式油箱，变压器顶部为平顶结构，中性点套管布置在油箱顶部西侧，套管的安装采用在变压器顶部焊接固定螺栓后，利用环型钢圈将套管瓷套固定在焊接的载丝螺杆上，同时起到固定套管和对开口部位进行密封的作用。套管结构图如下所示：

在以上浮选较佳条件下，进行氧化锌粗选捕收剂KZ用量条件试验。其试验流程见图2，试验结果见表8。

表8 氧化锌粗选KZ用量条件试验结果Table 8 The results of the dosage of KZ in lead oxide roughing

KZ用量/（g · t-1）产品名称产率/% Zn品位 Zn回收率/%对作业对原矿 /% 对作业对原矿氧化锌精矿 16.92 15.31 28.91 78.40 54.98 500中矿 2.04 1.85 7.92 2.60 1.82泥质 1.29 1.17 5.86 1.21 0.85尾矿 79.75 72.17 1.39 17.79 12.48给矿 100.00 90.5 6.24 100.00 70.13氧化锌精矿 16.42 14.85 28.93 79.98 55.22 600中矿 1.68 1.52 8.97 2.53 1.75泥质 0.91 0.82 5.64 0.85 0.59尾矿 80.99 73.27 1.22 16.64 11.48给矿 100.00 90.46 5.94 100.00 69.04氧化锌精矿 16.73 14.94 30.89 84.06 58.57 700中矿 2.27 2.03 10.94 4.05 2.82泥质 0.88 0.79 5.44 0.79 0.55尾矿 80.12 71.54 0.85 11.10 7.74给矿 100.00 89.30 6.15 100.00 69.68氧化锌精矿 19.15 17.19 26.47 82.36 56.95 800中矿 2.17 1.95 12.81 4.53 3.13泥质 0.77 0.69 10.13 1.26 0.87尾矿 77.91 69.93 0.93 11.85 8.20给矿 100.00 89.76 6.15 100.00 69.15

随着KZ用量的增加，氧化锌精矿品位先升后降，锌回收率先是提高后又基本稳定下来，氧化锌粗选较佳的KZ用量为700 g/t。

2.3闭路试验

在此铅锌矿浮选过程中，进行了大量的条件优化试验，其中硫化矿浮选与常规铅锌矿浮选基本相同，不进行优化试验。主要介绍氧化铅浮选作业中硫化钠、戊黄药用量条件试验以及氧化锌浮选作业中硫化钠、捕收剂种类和用量条件试验。其试验流程见图1。

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（1）开导法：护理人员应采用和蔼、积极、正面的语言与初产妇进行交流和沟通，获取初产妇的信任和支持；在交流过程中，护理人员还应充分评估初产妇心理状态及变化，并及时给予开导，进而消除因自身角色变化和其他因素而造成初产妇心理压力的加大；此外，护理人员还应充分向初产妇讲解产后个人护理、新生儿护理的方法，进而改善产妇身体及精神状况。

图3 闭路浮选流程Fig . 3 Closed-circuit fbotation test fl owsheet

表9 闭路浮选流程试验结果Table 9 The results of closed-circuit test

注：（1）黄铁矿精矿中S含量为39.38%；（2）硫化铅精矿中Ag品位198 g/t、银回收率为7.82%。

产品名称产率/% 品位/% 回收率/%Pb Zn Pb Zn硫化铅精矿 0.42 50.60 3.51 21.82 0.19氧化铅精矿 0.44 49.96 3.84 22.57 0.22总铅精矿 0.46 50.27 3.68 44.39 0.41硫化锌精矿 4.14 0.70 47.25 2.97 25.84氧化锌精矿 14.49 1.00 31.83 14.87 60.92总锌精矿 18.63 0.93 35.26 17.84 86.76黄铁矿精矿 2.21 3.65 3.82 8.28 1.12泥质 0.65 1.19 5.02 0.79 0.43尾矿 77.65 0.36 1.10 28.70 11.28原矿 100.00 0.97 7.57 100.00 100.00

在较佳的分选条件下，原矿经闭路浮选流程选别后，获得硫化铅精矿产率0.42%、Pb 50.60%、铅回收率21.82%，氧化铅精矿产率0.44%、Pb 49.96%、铅回收率22.57%，总铅精矿回收率44.39%。硫化锌精矿产率4.14%、Zn 47.25%、锌回收率25.84%，氧化锌精矿产率14.49%、Zn 31.83%、锌回收率60.92%，总锌精矿回收率86.76%的技术经济指标。主元素锌得到了高效的回收利用，其指标达到了国内先进水平。

之后，林露白常来蹭饭，偶尔周末也坐在老何的沙发上，跟他一起看无聊的纪录片，他爱喝茶，家里永远飘着一股茶香。

3 结论

（1）原矿入选品位Pb1.10%，Zn7.65%，铅氧化率为72.63%，锌氧化率为73.58%，属于高氧化率铅锌矿，属于难选氧化铅锌矿。

该算例因为系统并不复杂，经多次试验表明，使用本文混合GA-PSO时，设置N为20，权重因子w=l，c1=2，c2=2，初始交叉率Pc(1)=0.9，初始变异率Pm(1)=0.01，将变异率与交叉率实施本文提出的调整策略控制，最大迭代次数即70，进行20次试验，对14节点的收敛效果如图6所示。

（2）在较佳的分选条件下，原矿经闭路浮选流程选别后，获得硫化铅精矿产率0.42%、Pb 50.60%、铅回收率21.82%，氧化铅精矿产率0.44%、Pb 49.96%、铅回收率22.57%，总铅精矿回收率44.39%。硫化锌精矿产率4.14%、Zn 47.25%、锌回收率25.84%，氧化锌精矿产率14.49%、Zn 31.83%、锌回收率60.92%，总锌精矿回收率86.76%的技术经济指标。

参考文献：

[1]曾茂青,孙广周,叶家笋.新型捕收剂KZ在氧化铅锌矿浮选中的应用[J].矿冶,2014,12(6):9-13

[2]陈志文.贵州某含铁泥化氧化锌矿的浮选试验研究[J].矿冶工程,2008,27(5):51-53

[3]张俊辉.浅谈氧化铅锌矿的浮选现状[J].四川有色金属,2004 (4):13-17

[4]陈爱良,赵中伟,贾希俊，等.氧化锌矿综合利用现状与发展[J].矿冶工程,2008 (6):62-66

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[6]段秀梅,罗琳.氧化锌矿浮选研究现状评述[J].矿冶,2000,1 (4):47-51

作者

黄斌，单勇，孙广周，张俊花，马关宇

出处

《矿产综合利用》 2018年第02期

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