硫化钠在铜铅分离中的应用.doc

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1、黄铜矿和方铅矿常常伴生，且可浮性相似，分离难度大，因此在铜铅等多金属硫化矿的浮选分离中，通常对硫化铜铅矿物进行混浮，得铜铅混合精矿，再对其进行脱药、抑制、浮选分离。脱药的方法主要有机械脱药、化学及物理化学脱药以及特殊脱药法；铜铅分离的有效抑制剂主要有重铬酸盐（抑铅浮铜）、氰化物（抑铜浮铅）等；捕收剂通常用Z－200。在本试验中，对经过黄药浮选的铜铅混合精矿采用硫化钠进行脱药，以低毒混合药剂DW为抑制剂，Z－200为捕收剂对矿物进行浮选试验，最终实现铜铅分离。目前，铜铅分离的理论研究主要集中在开发高效、低毒（甚至无毒）抑制剂以及抑制剂与矿物作用的机理上，对脱药过程理论研

2、究很少。本试验采用紫外吸光光度法和溶液化学的方法对硫化钠的脱药机理进行研究。一、研究方法（一）矿样试验所用的黄铜矿和方铅矿分别取自湖南辰州矿业和广东凡口铅锌矿，矿样破碎后经手选除杂、瓷球罐磨碎、振动筛筛分，取－200目粒级矿样做单矿物试验和配矿试验。试验所用矿样纯度方铅矿为92.35%、黄铜矿为72.65%，主要杂质萤石和方解石对矿石性质影响很小。（二）试验药剂及设备试验用2#油、Z－200为工业级，丁黄药、Na2S为分析纯，试验中采用NaOH做pH调整剂。混合药剂DW是由一种分析纯的无机药剂和两种工业级有机物以一定比例混合而成。（三）试验方法1、单矿物浮选试验浮选试

3、验在XFG型挂槽浮选机上进行，由捕收－脱药－抑制－捕收4个步骤组成。每次称取2.0g矿样，用超声波处理15min后，澄清，倒掉上层液体，按图1流程进行单矿物试验。泡沫产品和槽内产品分别经过过滤、烘干、称重并计算回收率。图1 单矿物浮选试验流程2、紫外测定吸附量试验将1.0g矿样加入18mL蒸馏水中，调节至试验pH值，加入的丁黄药的初始浓度为18.80mg/L，磁力搅拌5min，加入试验用量的Na2S，磁力搅拌5min，然后放入200r/min的离心机中离心分离20min，上层悬浮液用滤纸过滤，在波长300nm处对滤液进行吸光度测定，记录其吸光度值，对照丁黄药的标准曲线

4、计算出溶液中丁黄药的含量。二、试验结果与讨论pH=8.80时，以丁黄药（用量1×10－4mol/L）为捕收剂，2#油（用量为10mg/L）为起泡剂，对方铅矿、黄铜矿进行单矿物浮选试验，回收率分别为93.12%和91.56%。（一）硫化钠用量对矿物浮选回收率及矿浆电位的影响用硫化钠对经丁黄药浮选的方铅矿精矿进行脱药试验，试验仅加入5mg/L的2#油，不加DW和Z－200。结果见图2；用硫化钠对经丁黄药浮选的黄铜矿精矿进行脱药试验，试验仅加入5mg/L的2#油，不加DW和Z－200。结果见图3。图2 Na2S用量对方铅矿浮选回收率及矿浆电位的影响□－回收率；●－电位图3 

5、Na2S用量对黄铜矿浮选回收率以及矿浆电位的影响□－回收率；●－电位由图2可知，随着硫化钠用量的增加，方铅矿的浮选回收率快速降低。硫化钠用量为5×10－4moL／L时，方铅矿的浮选回收率为86.59%；当硫化钠用量为2.5×10－3mol/L时，方铅矿的浮选回收率只有17.88%。说明硫化钠用量对方铅矿回收率影响很大，即当硫化钠用量为2.5×10－3mol/L时，其对方铅矿精矿的脱药效果十分明显。从图2中还可以看出，方铅矿矿浆电位随着硫化钠用量的增加而下降。由图3可知，随着硫化钠用量的增加，黄铜矿的浮选回收率逐渐下降，但硫化钠用量对方铅矿回收率的影响明显大于对黄铜矿回

6、收率的影响。当硫化钠用量为2.5×10－3mol/L时，黄铜矿的浮选回收率为45.20%，说明硫化钠对黄铜矿的脱药效果也很明显。从图3还可以看出，黄铜矿矿浆电位随着硫化钠用量的增加而下降。综上所述，硫化钠对经丁黄药浮选的方铅矿、黄铜矿精矿的脱药效果都比较明显，尤其是对方铅矿，试验确定的硫化钠用量为2.5×10－3moL／L。（二）脱药产物对DW的选择性抑制的敏感性试验在完成硫化钠对经丁黄药浮选的方铅矿、黄铜矿精矿的脱药效果的研究后，继续进行了脱药后的精矿对选择性抑制剂DW的敏感性研究。1、DW对单矿物抑制效果的影响经2.5×10－3moL／L硫化钠脱药后的方铅矿、黄铜

7、矿精矿，pH值分别调至8.60～8.80，分别加入100mg/L的Z－200和5mg/L的2#油，抑制剂DW用量对它们的回收率和矿浆电位的影响结果见图4和图5。图4 抑制剂DW用量对方铅矿浮选回收率及矿浆电位的影响□－回收率：●－电位图5 抑制剂DW用量对黄铜矿浮选回收率及矿浆电位的影响□－回收率；●－电位从图4可以看出，在整个DW用量范围内，方铅矿回收率随着DW用量的增加，先是快速下降，而后走平。DW用量从0增加到40mg/L时，方铅矿回收率从78.65%降至30%左右；而后进一步增加DW用量达到120mg/L时，方铅矿的回收率进一步下降至18.0