网络首发时间: 2017-11-24 17:31
稀有金属 2018,42(07),756-764 DOI:10.13373/j.cnki.cjrm.xy17050008
锡铁山深部铅锌矿石高效分选与综合回收新工艺
罗仙平 王金庆 翁存建 王海丰 程武忠
青海西部矿业科技有限公司
江西理工大学
青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室
西部矿业股份有限公司锡铁山分公司
摘 要:
锡铁山铅锌矿10中段以下矿石中矿物种类多样, 可综合回收的元素为铅、锌、硫以及伴生金、银, 为高效综合回收有价金属资源, 对该矿石进行了选矿新工艺试验研究。在“优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离”的流程结构以及磨矿细度-74μm占60%的条件下, 铅浮选回路选择自然p H介质, 添加XKY-01作锌硫抑制剂, 采用金银高效辅助捕收剂LP-12配合25#黑药共同作为铅矿物捕收剂, 强化对金银矿物的捕收;对浮铅尾矿, 调节矿浆p H至9.5左右, 以 (XKH-01+CuSO4) 为锌硫混浮活化剂, 丁基黄药为捕收剂;对锌硫混合粗精矿, 通过石灰调控浮选矿浆电位至锌硫分离电位区间, 使两者有效分离。闭路试验可获得含铅72.73%、含金3.06 g·t-1、含银994 g·t-1, 铅回收率93.40%、金回收率31.21%、银回收率82.68%的铅精矿;含锌49.17%, 锌回收率93.23%的锌精矿;含硫49.98%, 硫回收率75.36%的硫精矿。相比现场生产工艺, 在深部矿石铅、金、银品位下降的情况下, 新工艺有效地稳定且提高了主金属铅、锌的选别指标, 并改善了贵金属金银的回收效果。
关键词:
铅锌矿;浮选;高效分选;综合回收;新工艺;
中图分类号: TD923;TD952
作者简介:罗仙平 (1973-) , 男, 湖北仙桃人, 博士, 教授, 研究方向:有色金属矿选矿;电话:13507979491;E-mail:lxp9491@163.com;
收稿日期:2017-05-03
基金:青海省企业研究转化与产业化专项 (2016-GX-C9);青海省重点实验室发展专项 (2014-Z-Y10) 资助;
Efficient Separation and Comprehensive Recovery Technology for Deep Ore Body of Xitieshan Lead-Zinc Mine
Luo Xianping Wang Jinqing Wong Cunjian Wang Haifeng Cheng Wuzhong
Qinghai Western Mining Technology Co., Ltd.
Jiangxi University of Science and Technology
Key Laboratory of Mineral Processing and Comprehensive Utilization in Qinghai Province
Xitieshan Filiale, Western Mineral Co., Ltd.
Abstract:
There were various minerals under 10 middle of Xitieshan lead-zinc mine, and lead, zinc, sulfur, and associated gold and silver could be comprehensively recycled.For efficient comprehensive recovery of valuable metals, the experimental study on new mineral processing of ore was conducted.In the conditions of the process with priority floating lead, zinc sulfide mixed floating, zinc sulphur separation, and the grinding fineness of-74μm accounting for 60%, the lead flotation circuit chose natural p H condition, added XKY-01 as inhibitor, the high efficient auxiliary collector LP-12 of Au, Ag minerals cooperated with dimethylphenyl dithiophosphat as the lead ore collector, thus, improved gold and silver mineral collecting.After adjusting the tailings of floating lead p H to 9.5 or so, with XKH-01 and copper sulfate as activator of zinc sulfide mixed floating and butyl xanthate as a collector, the pulp potential of zincsulfide mixed rough concentrate was controlled by Ca O and made it an effective separation.In a closed circuit test, lead concentrate was obtained with the lead grade of 72.73%and recovery of 93.40%, the gold grade of 3.06 g·t-1and recovery of 31.21%, the silver grade of 994 g·t-1and recovery of 82.68%.Zinc concentrate was obtained with the zinc grade of 49.17%and recovery of 93.23%.Sulfide concentrate was obtained with the sulfide grade of 49.98%and recovery of 75.36%.Compared to the production process, in the case of the grade of lead, gold, silver in the deep ore was declined, the new technology effectively stabilized and improved the mineral processing indicators of main metal lead and zinc, and improved the recycled efficiency of precious metals gold and silver.
Keyword:
lead-zinc ore; flotation; efficient separation; comprehensive recovery; new technology;
Received: 2017-05-03
锡铁山铅锌矿位于青海省柴达木盆地北缘, 是我国海拔最高的铅锌矿生产基地之一, 铅锌原矿品位相对较高并伴生贵金属金银矿物, 矿山已探明保有金属储量铅184万t、锌194万t, 银2782 t、金32.164 t。该矿投产以来, 为保证矿产资源的高效开发与合理利用, 科研工作者对锡铁山铅锌矿开展了大量的选矿技术研究, 并取得了相应研究成果[1,2]。近年来, 随着矿石开采深度不断加深, 选矿厂入选原矿中铅锌品位下降、硫含量升高, 铅锌浮选工艺在生产中出现铅浮选循环铅精矿杂质锌含量高, 主金属铅及伴生有价元素金、银的回收率偏低以及锌硫浮选循环中, 锌硫活化剂硫酸铜, 锌硫分离时石灰用量大等突出问题。
铅锌多金属硫化矿石的分选一直是选矿研究的重点方向, 国内外对铅锌矿硫化选矿回收均以浮选法为主[3], 在生产实践中最广泛采用的是优先选铅、选铅尾矿再选锌的工艺, 通常以石灰调整矿浆p H, 浮铅采用Zn SO4及Zn SO4与Na2S, Na2SO3, Na CO3, Cao的组合用药抑制锌硫矿物, 并常用乙硫氮、25#黑药或两者的组合捕收剂捕收铅金银矿物, 选锌采用石灰抑制硫铁矿, 硫酸铜活化锌矿物, 丁基黄药作浮选捕收剂[4,5]。这些传统的选矿工艺及药剂存在对金银及其载体矿物捕收能力弱、铅锌硫分选效果较差的缺陷, 并出现对以铁闪锌矿为主的锌矿物活化、捕收效果差, 锌硫分离困难的问题, 导致选矿综合指标不够理想。
本文主要针对锡铁山铅锌矿深部10中段 (2702 m) 以下矿石, 系统研究适合锡铁山铅锌矿矿石浮选性质的高效清洁分选关键技术、适合锡铁山锌硫分离的药剂和综合回收伴生金属的关键技术, 新工艺需寻求适合现场且经济实用、安全环保的铅矿物辅助捕收剂和锌矿物高效抑制剂, 确定更为有效的铅锌浮选分离条件, 并开发硫化锌矿物高效活化剂, 强化可浮性差的铁闪锌矿上浮, 以达到改善铅锌精矿质量, 最大限度地回收主金属铅、锌及伴生有价元素金、银的目的。
1 实验
1.1 试样性质
实验所用矿样来自锡铁山铅锌矿深部 (2702m) 以下矿石。矿石中金属矿物主要是黄铁矿, 其次为铁闪锌矿和方铅矿, 还可见少量的磁铁矿、褐铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿。脉石矿物则以透辉石居多, 其次是石英、方解石、绿泥石等, 还有少量的榍石、萤石、石榴石。其中, 方铅矿多以形状规则的自形、半自形晶型为主, 易沿解理发生碎裂;部分方铅矿内部包含细小的脉石;此外, 还有少量方铅矿被包含于铁闪锌矿中。铁闪锌矿为矿石中锌的主要赋存矿物, 约有30%的铁闪锌矿晶粒内部含有由固溶体分离作用析出形成的乳滴状黄铜矿微粒;黄铁矿为矿石中含量最高的金属矿物, 常呈不规则团块状集合体零星分布在脉石中, 集合体的裂隙多被石英填充, 粒度多在1~2 mm之间。
该矿石中金矿物以银金矿为主, 少量金银矿和自然金, 主要分布在方铅矿和黄铁矿中, 其次分布在脉石中, 并有少量裸露金矿物。银的独立矿物主要为辉银矿, 其次为银金矿、金银矿、银黝铜矿, 偶见辉铜银矿等, 此外方铅矿是银的主要载体矿物, 黄铁矿、铁闪锌矿中也含少量银。银独立矿物及含银矿物方铅矿嵌布关系密切, 与其他矿物间嵌布关系较为简单。银矿物主要呈微细粒包裹体被方铅矿包裹。
试样主要化学成分分析结果见表1, 主要矿物相对含量见表2。由表1, 2可知, 试样中铅、锌、硫含量相对较高, 是主要回收的有价元素, 此外, 贵金属金、银可伴生回收;矿石中矿物赋存形式较为简单, 其中铅矿物、锌矿物分别以方铅矿和闪锌矿形式存在, 而硫铁矿物主要以黄铁矿和磁铁矿的形式存在, 胶状黄铁矿含量较少。
表1 试样主要化学成分分析结果Table 1 Main chemical composition analysis results of sample (%) 下载原图

*:Au, Ag unit being g·t-1
表1 试样主要化学成分分析结果Table 1 Main chemical composition analysis results of sample (%)
表2 矿石中矿物相对含量表Table 2 Relative contents of minerals in raw ore (%) 下载原图

表2 矿石中矿物相对含量表Table 2 Relative contents of minerals in raw ore (%)
1.2 设备及药剂
磨矿采用XMQ-240×90锥形球磨机, 浮选采用XFD系列单槽和XFG系列挂槽浮选机。试验用水为自来水。试验试剂主要有25#黑药 (主要成分为甲酚黑药含P2S5 25%) 、LP-12、丁基黄药、硫酸锌、亚硫酸钠、XKY-01、XKH-01、以及氧化钙。除捕收剂为工业级外, 其他试剂均为分析纯。单元试样重1000 g。
矿浆p H值及电位用Model p HS-3C型酸度离子计测定, 所配电极为HI1131B玻璃复合电极。
1.3 方案确定
目前, 国内外对硫化铅、锌矿的选矿回收均以浮选法为主, 在流程结构上主要有两种:一是铅优先浮选, 二是铅、锌混选再分离[6,7,8]。本试样中方铅矿多以形状规则的自形、半自形晶型为主, 多呈粒状、条带状的大块集合体沿脉石粒间填充, 粒度可达1 mm以上, 仅有少量方铅矿沿铁闪锌矿集合体裂隙填充或被包含于铁闪锌矿中, 此外, 方铅矿呈细-中粒嵌布、单体解离情况良好, 这类方铅矿属易选矿石类型。另外, 通过前期探索性浮选试验发现, 该矿石中铅矿物的可浮性较好, 其上浮速度明显优于铁闪锌矿, 并结合生产现场现有“优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离”流程结构。为此, 本文选择“铅优先浮选”工艺流程处理该矿石, 其原则流程如图1所示。
2 结果与讨论
2.1 铅粗选条件试验
为实现铅锌硫矿物的高效分离, 并强化伴生金银矿物的有效上浮。铅粗选主要进行了锌硫抑制剂XKY-01用量试验、辅助捕收剂种类试验、捕收剂25#黑药和LP-02用量及配比试验以及磨矿细度试验。
2.1.1 硫化锌矿物抑制剂用量试验
在铅锌硫化矿浮选分离过程中, 大多采用石灰营造高碱环境来抑制黄铁矿, 导致银的回收率普遍较低。有研究表明, 银矿物对矿浆p H值十分敏感, 当p H值>9.0后, 银的可浮性开始明显下降[9]。因此选择在自然p H条件下优先浮选铅矿物, 并寻求锌硫矿物的高效抑制剂, 从而实现富银铅矿物的优先浮选, 获取高质量铅精矿。常用的锌硫抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠[10,11], 通过前期探索实验结果发现, 单一使用硫酸锌或亚硫酸钠对锌硫矿物的抑制效果并不理想。为此, 采用硫化锌矿物高效抑制剂XKY-01 (该药剂兼具对硫铁矿的抑制性能) 作为选铅时锌硫矿物的抑制剂。在磨矿细度为-74μm占60%, 25#黑药用量为80 g·t-1的条件下, 考察其用量对铅粗选指标的影响, 试验结果如图2所示。

图1 浮选试验原则流程图Fig.1 Principle flow chart of flotation test
图2 (a, b) 分别为XKY-01用量对铅粗精矿中铅锌硫品位和回收率的影响。可见, 以XKY-01为铅粗选抑制剂可显著改善铅粗精矿质量, 降低铅精矿中锌、硫杂质含量, 当XKY-01为1500 g·t-1时, 选矿综合指标达到最佳, 继续增加其用量, 铅品位及回收率变化不大。

图2 XKY-01用量对铅粗选指标的影响Fig.2 Effect of dosage of XKY-01 on lead roughing index
2.1.2 铅粗选辅助捕收剂种类试验
25#黑药作为铅矿物的高效选择性捕收剂兼具良好的起泡性能而被广泛应用于硫化铅锌矿选矿实践中[12]。本文以25#黑药 (NA) 为铅矿物的主要捕收剂, 寻求铅金银矿物的高效辅助捕收剂强化对金银的捕收, 充分发挥组合捕收剂的协同效应及强力选择性捕收能力[13,14,15], 使金银及连生体矿物富集在铅精矿中而被有效回收。在磨矿细度为-74μm占60%, XKY-01用量为1500 g·t-1的条件下, 考察25#黑药 (80 g·t-1) 以及25#黑药与其他辅助捕收剂LP-12、丁铵黑药 (ADD) , WMP-02, WMP-04, WMP-05 (用量均为60 g·t-1+20 g·t-1) 对铅粗精矿中铅、金、银浮选指标的影响, 试验结果如图3所示。
图3 (a~c) 分别为铅粗选辅助捕收剂种类对铅粗精矿中铅、金、银品位及回收率的影响。可见, 当辅助捕收剂LP-12配合25#黑药共同浮选铅矿物时, 能稳定铅指标的同时, 提高金银的浮选回收率, 相较其他辅助捕收剂而言, 对金银的回收效果最佳。
2.1.3 铅粗选捕收剂配比及用量试验
以组合捕收剂 (25#黑药+LP-12) 作为铅粗选捕收剂, 考察它们的用量及配比对铅粗选指标的影响, 试验结果如图4所示。
图4 (a~c) 分别为铅粗选捕收剂用量对铅粗精矿中铅、金、银品位及回收率的影响。可见, 当 (25#黑药+LP-12) 用量为 (70+30) g·t-1时, 铅综合指标达到最佳, 继续增加其用量, 铅品位及回收率变化不明显, 综合考虑选取 (25#黑药+LP-12) 用量为 (70+30) g·t-1较宜。
2.1.4 磨矿细度试验
该矿样的工艺矿物学研究显示矿石中的铅锌矿物在一定细度下即可保证充分的单体解离度, 因此选择合理的磨矿细度不仅可有效避免铅锌矿物的过磨现象, 获得最优的浮选粒级分配[16], 还能达到节能降耗的目的。在XKY-01用量为1500 g·t-1, (25#黑药+LP-12) 用量为 (70+30) g·t-1的条件下, 考察磨矿细度对铅粗选指标的影响, 试验结果如图5所示。

图3 铅粗选辅助捕收剂种类对铅粗选指标的影响Fig.3 Effect of auxiliary collector type on lead roughing index
A:NA;B:NA+LP-12;C:NA+ADD;D:NA+WMP-02;E:NA+WMP-04;F:NA+WMP-05

图4 铅粗选捕收剂用量对铅粗选指标的影响Fig.4 Effect of collector dosage on lead roughing index
由图5可知, 随磨矿细度 (-74μm含量) 由55%增至70%, 铅粗精矿中铅锌品位均呈上升趋势, 但铅回收率却先增高后下降, 说明细度过高对铅浮选不利, 锌硫上浮量增大, 不易抑制。当磨矿细度 (-74μm含量) 为60%时, 铅粗精矿的选别指标相对最佳。综合考虑磨矿成本等因素, 选取-74μm占60%的磨矿细度为宜。
2.2 锌硫混合粗选条件试验
在浮选锌硫矿物时, 有效活化被抑制的锌是关键, 而适宜的p H矿浆环境对其活化性能产生很大影响, 有研究表明, 适宜的矿浆p H环境下, 闪锌矿对活化剂的吸附能力达到最佳, 并会出现一个吸附峰值[11]。由于传统的锌硫矿物活化剂硫酸铜活化选择性差, 药剂用量大, 在浮选矿浆介质中会产生大量铜离子, 从而加剧了后续锌硫分离难度, 同时给最终选矿废水的回用带来不利。本文采用西部矿业技术研究院自主研制的高效硫化锌矿物浮选活化剂 (XKH-01+Cu SO4) 作锌硫组合活化剂, 通过探索试验结果发现矿浆p H值为9.50时, 对锌硫矿物的活化效果最佳。为此, 实验先调整矿浆p H值至9.50左右 (矿浆电位为-180~-200m V) , 后采用 (XKH-01+Cu SO4) 强化对锌硫矿物的疏水作用, 并以丁基黄药作锌硫矿物的捕收剂。试验主要考察 (XKH-01+Cu SO4) 用量, 丁基黄药用量对锌硫混合粗精矿各项指标的影响, 试验结果如图6, 7所示。

图5 磨矿细度对铅粗选指标的影响Fig.5 Effect of grinding fineness on lead roughing index
由图6可知, 当 (XKH-01+Cu SO4) 用量为350g·t-1时, 锌的综合指标相对较优, 继续增大其用量, 锌硫品位及回收率变化不大, 综合考虑选取 (XKH-01+Cu SO4) 用量为350 g·t-1较宜。

图6 (XKH-01+Cu SO4) 用量对锌硫混合粗选指标的影响Fig.6 Effect of dosage of XKH-01 and copper sulfate on zinc-sulfide mixed roughing index

图7 丁基黄药用量对锌硫混合粗选指标的影响Fig.7 Effect of dosage of butyl xanthate on zinc-sulfide mixed roughing index
由图7可知, 随丁基黄药用量增大, 锌品位缓慢上升, 而回收率却先增大后显著下降, 此外, 硫指标也表现出先升高后下降趋势。因此, 选取丁基黄药用量为130 g·t-1较宜。
2.3 锌硫分离矿浆p H值及矿浆电位试验
锌硫分离的重点在于对硫铁矿物的高效抑制, 锌硫浮选体系中存在矿物分离最佳的矿浆p H及矿浆电位临界点, 因此通过调控浮选矿浆p H及电位至合理区间, 使硫铁矿物受到深度抑制, 扩大锌硫矿物间的可浮性差异, 从而使两者实现有效分离[17,18,19]。石灰是调整矿浆p H、矿浆电位以及抑制硫铁矿浮选的常规且实用药剂, 试验考察了石灰用量对矿浆p H、矿浆电位以及锌粗精矿选别指标的影响, 其结果分别如图8 (a, b) 所示。
由图8 (a, b) 可知, 当石灰用量为2000 g·t-1时, 矿浆p H值及矿浆电位分别为12.36和-316m V, 该矿浆体系下已较好地抑制了硫的上浮, 锌粗精矿综合指标达到最佳。继续加大石灰用量, 虽然锌回收率有所增加, 但其品位呈下降趋势, 可能是2000 g·t-1石灰用量所营造的矿浆氛围已有利于黄铁矿的自身氧化抑制[20], 当矿浆电位过低时导致铁闪锌矿自身氧化抑制的发生, 从而影响其选矿指标。综合考虑高碱、低电位矿浆环境给选矿带来的不利影响, 选取矿浆p H值及矿浆电位为12.36和-316 m V左右较为合理。
2.4 闭路试验
在条件试验的基础上进行了“优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离”的全流程闭路试验, 试验流程和药剂制度如图9所示, 试验结果见表3。
由表3可知, 采用新工艺处理锡铁山深部矿石, 可获得含铅72.73%、含锌1.95%、含硫15.92%、含金3.06 g·t-1、含银994 g·t-1, 铅回收率93.40%、金回收率31.21%、银回收率82.68%的铅精矿;含铅0.25%、含锌49.17%、含硫33.78%, 锌回收率93.23%的锌精矿;含铅0.24%、含锌0.34%、含硫49.98%, 硫回收率75.36%的硫精矿。其中, 金选矿回收率偏低的主要原因是由金矿物的赋存形式及嵌布特征所决定的, 金银回收率均较接近于其在方铅矿中富集的理论回收率。相比现场工艺而言, 新工艺不仅有效稳定了主金属铅锌的选矿指标, 并提高了伴生金银回收率, 实现了有价金属资源的高效综合回收。

图8 石灰用量对矿浆p H值、电位和锌粗精矿选别指标的影响Fig.8 Effect of dosage of Ca O on pulp p H value and potential index (a) and zinc rough concentrate index (b)
表3 闭路试验结果Table 3 Results of closed-circuit test (%) 下载原图

*:Au, Ag units being g·t-1
表3 闭路试验结果Table 3 Results of closed-circuit test (%)
3 结论
1.针对锡铁山深部铅锌矿石性质, 以“优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离”流程结构为基础, 提出了处理锡铁山深部铅锌矿石的高效清洁分选与综合回收新工艺, 该工艺开发了锌矿物高效抑制剂XKY-01、铅矿物辅助捕收剂LP-12以及锌硫矿物新型高效组合活化剂 (XKH-01+Cu SO4) 。
2.采用新工艺处理该矿石, 最终闭路试验可得含铅72.73%、含金3.06 g·t-1、含银994 g·t-1, 铅回收率93.40%、金回收率31.21%、银回收率82.68%的铅精矿;含锌49.17%, 锌回收率93.23%的锌精矿;含硫49.98%, 硫回收率75.36%的硫精矿。

图9 闭路试验流程Fig.9 Flowsheet of closed-circuit test
3.新工艺在稳定铅锌指标的前提下, 有效降低了铅锌精矿中铅锌互含量, 高效回收了矿石中伴生金银矿物, 避免了原有工艺锌硫浮选回路中硫酸铜及石灰药剂用量大、硫含锌高等问题, 充分改善了锌硫浮选分离条件, 实现了铅锌硫矿物的高效分选与伴生金银矿物的综合回收。
参考文献
[1] Peng Z H, Jiang S F.Industrial test study of associated gold and silver from Xitieshan lead-zinc ore[J].Hunan Nonferrous Metals, 2013, 29 (1) :14. (彭再华, 蒋素芳.提高锡铁山铅锌矿中伴生金银回收率的试验研究[J].湖南有色金属, 2013, 29 (1) :14.)
[2] Li L Z.Study on potential control flotation of Xitieshan lead-zinc mine[J].Chinese Engineering Science, 2005, (S1) :364. (李皊值.锡铁山铅锌矿原生电位调控浮选研究[J].中国工程科学, 2005, (S1) :364.)
[3] Li W J, Liu S, Song Y S, Zhou G Y, Chen Y, Wen J K.Floatation process of a complex Pb-Zn-Ag polymetallic sulfide ore[J].Chinese Journal of Rare Metals, 2015, 39 (2) :159. (李文娟, 刘爽, 宋永胜, 周桂英, 陈勇, 温建康.某铅锌银复杂多金属硫化矿的浮选工艺研究[J].稀有金属, 2015, 39 (2) :159.)
[4] Liu Q.Study on beneficiation technology for high pelitic low grade lead-zinc-silver-sulfur polymetallic ore[J].Mining Engineering, 2017, 15 (1) :29. (刘强.某高泥低品位铅锌银硫矿选矿工艺研究[J].矿业工程, 2017, 15 (1) :29.)
[5] Mehrabani J V, Noaparast M, Mousavi S M, Dehghan R, Rasooli E, Hajizadeh H.Depression of pyrite in the flotation of high pyrite low-grade lead-zinc ore using Acidithiobacillus ferrooxidans[J].Minerals Engineering, 2010, 23 (1) :10.
[6] Pan'shin A M, Evdokimov S I, Artemov S V.New technology of separation of the collective lead-zinc concentrate.Russ.J.Non-Ferr.Met., 2010, 51 (1) :1.
[7] Luo X P, Feng B, Wong C, Miao J C, Ma B, Zhou H P.The critical importance of pulp concentration on the flotation of galena from a low grade lead-zinc ore[J].Journal of Materials Research&Technology, 2016, 5 (2) :131.
[8] Luo X P, Wang D Z, Sun T C, Qiu T S, Li G J, Ou Y K.Research of new cleaner technological process on flotation of Intricate lead-zinc sulphide ore[J].Journal of Jiangxi University of Science and Technology, 2006, 27 (4) :4. (罗仙平, 王淀佐, 孙体昌, 邱廷省, 李国金, 欧阳魁.难选铅锌矿石清洁选矿新工艺小型试验研究[J].江西理工大学学报, 2006, 27 (4) :4.)
[9] Luo X P, Zhou H P, Zhou Y, Lei M F, Zhang J.New technique to improve dressing indexes of associated silver in complex lead-zinc ore[J].Mining and Metallurgical Engineering, 2011, 31 (3) :35. (罗仙平, 周贺鹏, 周跃, 雷梅芬, 张俊.提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标新工艺研究[J].矿冶工程, 2011, 31 (3) :35.)
[10] Wang S H, Sun Y F.Research on the mineral processing process of Pb-Zn ore of Liaoning[J].Nonferrous Metals (Mineral Processing Section) , 2014, (1) :17. (王淑红, 孙永峰.辽宁某铅锌矿选矿工艺研究[J].有色金属 (选矿部分) , 2014, (1) :17.)
[11] Li Y J, Zhou Z, Wang S X, Li Y H.Beneficiation tests on a lead-zinc mineral in Inner Mongolia[J].China Mining Magazine, 2015, 24 (2) :126. (李艳军, 周政, 王绍兴, 李运恒.内蒙某铅锌矿选矿工艺试验研究[J].中国矿业, 2015, 24 (2) :126.)
[12] He X.Beneficiation processing flowsheet optimization and practice of multimetallic lead-zinc-silver ore[J].Hunan Nonferrous Metals, 2015, (3) :21. (贺翔.宝山铅锌银多金属矿工艺流程改造与生产实践[J].湖南有色金属, 2015, (3) :21.)
[13] Mcfadzean B, Mhlanga S S, O'Connor C T.The effect of thiol collector mixtures on the flotation of pyrite and galena[J].Minerals Engineering, 2013, (50-51) :121.
[14] Mcfadzean B, Castelyn D G, O'Connor C T.The effect of mixed thiol collectors on the flotation of galena[J].Minerals Engineering, 2012, s36-38 (10) :211.
[15] Kostovic'M, Gligoric'Z.Multi-criteria decision making for collector selection in the flotation of lead-zinc sulfide ore[J].Minerals Engineering, 2014, 74:142.
[16] Fosu S, Pring A, Skinner W, Zanin M.Characterisati-on of coarse composite sphalerite particles with respect to flotation[J].Minerals Engineering, 2015, 71:105.
[17] He S, Skinner W, Fornasiero D.Effect of oxidation potential and zinc sulphate on the separation of chalcopyrite from pyrite[J].International Journal of Mineral Processing, 2006, 80 (2-4) :169.
[18] Kalegowda Y, Chan Y L, Wei D H, Harmer S L.XPEEM, XPS and To F-SIMS characterisation of xanthate induced chalcopyrite flotation:effect of pulp potential[J].Surface Science, 2015, 635:70.
[19] Wei Y, Sandenbergh R F.Effects of grinding environment on the flotation of Rosh Pinah complex Pb/Zn ore[J].Minerals Engineering, 2007, 20 (3) :264.
[20] Yao G C, Zhang Y D, Song Y S, Lin D Z, Ruan R M, Wen J K.Original potential controlled flotation technology used in altiplano lead-zinc mine[J].Chinese Journal of Rare Metals, 2007, 31 (4) :543. (姚国成, 张永德, 宋永胜, 林大泽, 阮仁满, 温建康.原生电位调控浮选技术在高原地区铅锌矿的应用[J].稀有金属, 2007, 31 (4) :543.)