某高硅低品位铜锌硫化矿浮选分离试验

某低品位高硅硫化铜锌矿中的铜矿物种类多，矿物嵌布粒度细，与脉石嵌布关系密切；锌矿物与铜矿 物复杂共生，加之次生铜矿物溶解产生的铜离子会活化锌矿物，浮选分离困难。基于矿石特性，浮选试验采用碳酸 钠作为矿浆 pH 调整剂，腐植酸钠、硫酸锌及亚硫酸钠作为锌矿物及脉石矿物的组合抑制剂，配合使用新研制的铜 高效选择性捕收剂 EMB-513，采用“一段磨矿—铜矿物优先浮选—选铜尾矿选锌”的工艺流程，实现了铜矿物及锌 矿物的有效分离，闭路试验获得了铜品位 27.31%、铜回收率 86.35% 的铜精矿以及锌品位 50.94%、锌回收率 78.11% 的锌精矿。同时，矿石中的银、硒和镉等稀有稀散元素也得到了有效富集。     

非洲某难选高硫铜锌硫化矿选矿试验研究

非洲某高硫铜锌硫化矿中Cu和Zn的品位分别为1.30%、2.97%。由于原矿中铜矿物嵌布粒度细，与锌矿物紧密共生，矿石中次生铜矿物易氧化释放出铜离子活化闪锌矿，导致精矿互含率高，生产指标较差。 针对该矿石特点，进行了系统的工艺优化试验。结果表明：①矿石中主要铜矿物为黄铜矿，嵌布粒度较细，主要集中在10~35 μm；锌矿物为铁闪锌矿，粒度集中在10~75 μm；有害元素As主要以毒砂形式存在，少量 存在于硫砷铜矿中；其它硫化物主要为黄铁矿；脉石矿物主要包括方解石、白云石、菱铁矿、石英等。②在磨矿细度为P80=75 μm的条件下，经“粗精矿再磨+1粗3精1扫”选铜和选锌流程，最终可获得Cu品位26.03% 、含Zn1.72%、Cu回收率84.02%、Zn损失率3.29%的铜精矿和Zn品位44.16%、含Cu2.84%、Zn回收率90.63%、Cu损失率9.80%的锌精矿，较好地实现了铜锌资源的分离与回收。③试验采用焦亚硫酸钠作为锌的高效抑制剂 ，降低了难免离子对闪锌矿的活化；对于部分共生关系致密，嵌布粒度极细的铜锌矿物，通过超细磨技术进一步促进了铜锌单体解离，最终实现了铜锌高效分离。     

处理黄铁矿时附带回收金的问题

关于从有色金属矿石中回收金的问题,北高加索矿冶研究所已进行了多年的研究。现在,为了提高从乌鲁普斯克矿区和盖依斯克矿区黄铁矿中附带回收的金的回收率,北高加索矿冶研究所又与国立有色金属科学研究所、盖依斯克选厂、乌鲁普斯克选厂的全体研究人员共同进行了研究。两个矿区的矿石都是一般的铜-锌黄铁矿。铜、锌和铁的硫化物呈细粒共生。黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、斑铜矿是主要的金属矿物,次要的金属矿物有黝铜矿、辉铜矿、方铅矿。矿石中还含有自然金和自然银。金以不规则状的最小析出物的形式赋存在黄铜矿、黝铜矿、黄铁矿、石英等矿物中。     

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细，分离难度大，锌矿物以铁闪锌矿为主，现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此，针对矿石性质，采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺，通过控制矿浆电位，混浮粗精矿再磨，选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施，使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18．13％、铜回收率55．41％的铜精矿，含铅50．20％、铅回收率83．29％的铅精矿和含锌49．75％、锌回收率86．17％的锌精矿，与现场相比，不仅回收了铜矿物，而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。     

平水铜矿锌硫分选生产实践

<正> 平水铜矿在采用优先选铜-混合浮选-混合精矿再磨-铜锌硫分选的新流程后,针对锌硫分选指标不佳的情况,开展试验研究,采用加强磨矿、低浓度下分选锌硫和控制石灰用量等措施,取得了较好的效果。(一)矿石性质平水铜矿系含铜黄铁矿型多金属矿。主要金属矿物以黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿为主。脉石矿物以石英、绢云母为主。矿石分浸染状及块状两种类型。矿石性质较复杂,铜、锌、硫矿物致密共生,嵌布粒度很细。(二)生产情况为适应新扩建选矿厂工业生产需要,1987年该矿将优先浮选流程改为优先选铜-混合浮选-混合精矿再磨-铜锌硫分选的新流程。     

工艺矿物学在选厂流程优化中的作用

选矿流程产品的工艺矿物学研究可在矿石性质变化、选厂技术改造时为工艺流程的改进提供方向和依据。内蒙某铜铅锌锡多金属矿生产中在锌硫作业中银和铜损失率分别为13.10%和15.64%。为最大限度地提高资源综合利用价值,选择锌硫混合精矿为研究对象,通过赋存状态研究确定了铜、银回收的目的矿物;通过铜、银矿物嵌布关系密切判断出铜、银走向一致,可同步富集。在此基础上,根据黝铜矿、黄铜矿、铜矿物集合体的单体解离度仅为12.84%、33.65%和25.40%,但铜矿物集合体粒度较粗的特点,提出了对铜矿物集合体再磨,获得银铜精矿的技术方案。最终选矿工艺通过提高再磨细度获得了银品位2 699g/t、铜品位为10.02%的高品位银铜精矿,实现了将锌硫混合精矿中原本损失的铜、银加以回收的目的。     

经济回收铜尾矿中低品位锌锡矿的研究与实践

云南都龙矿区以铜矿石为主的铜锌锡多金属矿石中锌锡品位偏低,铜锌锡矿物综合回收难度大,生产实践中锡石回收率偏低,锌矿物因生产成本高效益亏本未能回收。在现有条件下通过对选铜尾矿进行预先脱泥处理,同时锌硫选别工艺流程由"优先选锌-再脱硫"工艺调整为"锌硫混选-分离"工艺,在生产成本下降50%的条件下获得了含锌品位41.15%、锌精矿回收率38.32%的生产指标,实现了低品位锌矿物的经济高效回收;优化选锡工艺流程后,锡精矿品位由32.47%提高到41.14%,锡综合回收率由27.76%提高到38.05%,锡指标得到大幅度提高;选铜尾矿中低品位锌锡矿物的综合回收提高了矿产资源的利用率,增加了选矿厂的经济效益。     

山东某选矿厂铜锌混合精矿分离研究

山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。     

四川某铜矿尾矿选锌试验研究与生产应用

四川某铜矿选矿厂采用优先浮铜、铜尾矿选锌、选锌尾矿浮硫流程进行选别,但选锌流程无法获得合格产品,锌资源一直未得到有效利用。为此,对选铜尾矿进行工艺矿物学分析的基础上,进行了选矿试验。结果显示,选铜尾矿主要有价组分锌、硫含量分别为1.73%、13.05%,含锌矿物以铁闪锌矿为主、闪锌矿次之,含硫矿物以磁黄铁矿为主。针对该试样性质和选矿厂选锌生产工艺条件,采用硫酸铜为活化剂、石灰与DF-101作为硫矿物抑制剂、DF-M-11作为锌矿物捕收剂,经1粗4精2扫流程浮选,实现了回收锌金属的目的,闭路试验获得精矿锌品位为52.55%、回收率为81.10%的指标。生产现场以选矿试验为导向,开展了工艺流程技改,取消了选锌精选1精矿再磨系统,节约了生产电耗和磨矿成本,简化了工艺流程。生产工业调试结果与小型试验结果相近,指标稳定,解决了该矿多年以来锌金属无法回收的难题。     

平水铜矿铜锌分离工艺

本文阐述了平水铜矿铜锌分离的几个演变阶段,总结了平水铜矿铜锌分离的新工艺和选别指标有了大幅度提高的概况。     

广东某复杂铜铅锌矿浮选试验研究

广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹，导致现场铜、铅、锌浮选分离困难，为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明：在选铜时，选用FK 1与DS组合抑制铅锌，可有效解决精矿的互含问题；在高碱工艺下，采用先铜后锌的优先浮选工艺，铜铅粗泡再磨后经2次精选，能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿，铅锌总含量为1023%，达到铜精矿四级品要求；采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿，获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂，试验流程结构简单，现场实施比较容易，可作为现场改造的依据。     

铅冰铜氧压浸出铜锌试验研究

为有效回收铅冰铜和烟灰中的铜铅锌资源,采用浮选试验和硫酸氧压浸出方法,探讨了回收铜、锌的可行性。研究表明:浮选分离铅冰铜中铜铅较为困难,而铅冰铜单独氧压浸出和铅冰铜与烟灰混合浸出均能取得较好的铜锌浸出效果,且混合处理指标更优。适宜条件下,铅冰铜单独浸出时,铜、锌浸出率达到88.25%和95.46%;铅冰铜与烟灰混合浸出时,铜、锌浸出率达到94.40%和99.65%。浸出液多次循环浸出,铜锌浸出率都能维持在83%以上,浸出液循环后溶液中铜锌浓度能满足后续工序要求。     

某复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某复杂铜铅锌多金属硫化矿,以黄铜矿、方铅矿和铁闪锌矿为主要的铜矿物、铅矿物和锌矿物。为有效回收其中的铜、铅、锌金属及伴生的金、银,开展了矿石工艺矿物学研究和选矿试验研究。结果表明,采用“铜铅混浮再分离-锌浮选”的工艺流程,可获得铜品位为19.05%、铜回收率为74.99%的铜精矿；铅品位为69.03%、铅回收率为75.03%的铅精矿；锌品位为47.87%、锌回收率为72.94%的锌精矿。以及金、银总回收率分别为75.45%和76.86%的工艺指标。     

某含铜铅锌矿矿石工艺矿物学及选矿试验研究

某含铜铅锌矿具有矿石嵌布关系复杂、嵌布粒度不均匀的特点,属于难选的复杂多金属硫化矿。该矿石中主要的回收对象为黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,其铜、铅、锌的品位分别为0.20 %、0.78 %和1.64 %。通过系统的工艺矿物学研究,全面地了解了该铜铅锌矿的矿石性质。最终确定采用“铜铅部分混合浮选-选铜铅尾矿活化选锌”的原则工艺流程。获得了含铜6.01 %,回收率为77.54 %,含铅21.26 %,回收率达到88.85 %铜铅精矿;锌精矿含锌44.27 %,回收率达到74.75 %。贵价金属金、银大部分富集在铜铅精矿中。含金、银分别为37.27 g/t、1 539.50 g/t的选别指标。较好的实现了铜、铅、锌、金、银有价元素的综合回收。     

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

铜电解废液浸出转炉烟尘制备硫酸铜联产硫酸锌工艺研究

针对转炉烟尘成分组成,提出利用电解铜废液浸出烟尘制备硫酸铜和硫酸锌的工艺路线。主要考察了电解铜废液用量、浸出温度、浸出时间对烟尘中铜、锌浸出率的影响;获得的浸出液含砷较高,采用加石灰乳沉砷,经过过滤、洗涤,获得含铜、锌溶液;用ZJ988萃取铜,实现铜和锌分离,反萃液和萃余液用浓缩结晶分别获得硫酸铜和硫酸锌产品。该工艺不仅可利用烟尘中的铜和锌,而且利用电解铜废液中的硫酸,实现铜冶炼厂转炉烟尘和电解铜废酸高效综合利用。     

某铜浮选尾矿中锌的综合利用研究

某含锌铜矿床所生产的铜精矿中锌含量过高，且尾矿中锌未综合回收。本文通过现场正交试验，选择了铜浮选的最佳药剂制度，降低了铜精矿中锌的含量；通过对尾矿中锌浮选析因试验研究，获得了浮选锌的最佳药剂制度，在此基础上进行了闭路试验，结果表明，该矿浮铜尾矿中的锌完全有条件回收。     

低品位锌精矿综合回收铜工艺研究

某低品位锌精矿含锌31.99%、含铜6.38%,采用抑锌浮铜工艺回收铜,通过一次铜粗选、一次铜扫选、三次铜精选闭路流程试验,最终获得含铜18.23%、锌2.09%,回收率铜85.74%、锌1.93%的铜精矿,含锌45.09%、铜1.29%,回收率锌98.07%、铜14.26%的锌精矿,提高锌精矿质量的同时综合回收了铜。     

青海某铜锌硫化矿选矿试验研究

摘要:针对青海某铜锌硫化矿石开展试验研究,矿石性质研究表明,该矿铜矿物嵌布粗细不均匀,大约有15%的铜矿物呈微细粒（粒度小于10μm）包裹于脉石矿物中,难以得到有效回收,同时原矿含锌较低,含量在锌矿边界品位（0.5～1%）,可考虑伴生回收。针对该矿矿石性质,采用优先浮铜工艺,可有效实现铜、锌分离,获得了铜精矿品位18.66%、铜回收率83.90%、铜精矿含金3.06g/t,锌精矿品位41.69%、锌回收率29.49%的较好选矿指标。      

低碱环境下氯化铵强化铜活化闪锌矿的机理

通过单泡浮选、锌溶出量测定、铜吸附量测定以及XPS检测，研究了低碱环境下氯化铵强化铜离子活化闪锌矿浮选的机理。单泡浮选结果表明，低碱下氯化铵能够强化闪锌矿的铜活化浮选。锌溶出量测定结果显示，氯化铵能够促进闪锌矿表面的锌离子溶出；铜吸附量测定表明，加入氯化铵后闪锌矿表面的铜吸附量和吸附速率均显著提高；XPS分析结果显示，随着体系中氯化铵加入量增加，处理后的闪锌矿表面铜硫化物含量升高，氢氧化物含量降低。提出氯化铵强化闪锌矿铜活化机理为：铜氨配离子对铜离子的储存和释放可以维持溶液中较高的铜离子浓度，从而促进铜锌离子的交换活化；溶液中的氨分子能够促进闪锌矿表面氢氧化锌的溶解，进而促进氢氧化铜吸附和转化为铜硫化物活化过程的进行；锌氨配合反应能够促进闪锌矿表面铜锌离子的交换过程，增加表面铜吸附量。