某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿-铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

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。     

抑制诺里尔斯克脉石矿物的最佳抑制剂的选择

诺里尔斯克选矿厂第一混合分离车间，采用重选-混合浮选-分离浮选联合流程处理诺里尔斯克-1矿床浸染矿石、塔尔纳赫斯克矿床富的浸染矿石和共青团矿山铜矿石3种矿石。矿石总的特点是脉石含量高：从铜矿石的85％到浸染状矿石的95％～96％。减少进入其中的非金属矿物数量来提高混合精矿质量和提高进入下游冶金车间的分离精矿质量是选矿工作者一个重要任务。最近3年诺里尔斯克矿冶公司实验室完成了大量的实验室试验，为浸染矿石和铜矿石混合浮选回路选择了最有效的抑制剂——МЗЦ-2，它是改性的纤维素酯。试验表明，获得的混合精矿镍和铂族元素的回收率提高2．5％～8．0％，同时混合精矿中的硫化物含量提高5％～8．0％。     

从普力莫勒选矿厂的矿泥中浮选锡石

普力莫勒选矿厂按浮选-重选流程处理鉛-锌-锡多金属矿石。矿石磨至-74微米占50％,优先浮选获得鉛和锌精矿。由于矿石中含大量磁黄铁矿,以及黄铁矿和砷黄铁矿,所以选完闪锌矿后分别浮选磁黄铁矿和其他含铁的硫化矿物。浮选磁铁矿后的槽内产品进到水力分级机分级,粗砂用摇床回收锡石,溢流用水力旋     

阿舍勒多金属矿石铜锌分离研究

铜锌黄铁矿多金属矿石结构和矿物之间嵌布关系均复杂。研究了铜锌混选，快速优先浮选，依次优先浮选方案。采用铜锌混选，混合精矿再磨分离工艺流程，获得先进的选矿指标。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

四川某锌硫混合精矿分离浮选试验研究

四川某锌硫混合精矿锌品位为4.11%、硫品位为37.65%,有用矿物主要为铁闪锌矿和黄铁矿。对该混合精矿进行锌-硫分离浮选试验研究,结果表明:混合精矿经硫化钠+活性炭+再磨联合脱药方法处理后,磨矿至-0.043mm占85%,采用一次粗选-两次精选-一次扫选-中矿顺序返回的浮选闭路试验流程分选,可获得产率为7.50%、锌品位为42.48%、锌回收率为77.83%、含硫为20.63%的锌精矿及产率为92.50%、硫品位为39.03%、硫回收率为95.89%、含锌为0.99%的硫精矿;产品含杂均不超标,较好地实现了锌硫混合精矿的浮选分离。     

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离—锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段...     

阿舍勒多金属矿石铜锌分离研究

铜锌黄铁矿多金属矿石结构和矿物之间嵌布关系均复杂。研究了铜锌混选、快速优先浮选、依次优先浮选方案。采用铜锌混选、混合精矿再磨分离工艺流程，获得先进的选矿指标。     

加伊选矿厂的改造

加伊选矿厂于1966年1月投入生产，各年度生产均稳定而且效率较高。这是因为当时的设计圆满且具备自己雄厚的矿石基地。选矿厂很快达到了按处理原矿计的生产能力，而且以后各年均已超过（图1）。选矿厂处理加伊矿床的浸染的和致密的铜-锌和铜矿石，成分复杂难选。原矿和物质组成不稳定、硫化物相互微细共生造成矿石难选，因而必须采用复杂选矿流程（图2）。为达到要求的磨矿比，采用三段磨矿流程，第Ⅱ和第Ⅲ段磨矿与分级作业构成闭路。矿石采用优先-混合-优先浮选流程选别，产出铜精矿、锌精矿和黄铁矿精矿。由于矿石中的铜品位超过锌品位50…     

乌拉尔铜-锌矿石选矿工艺研究结果

介绍了加伊斯克和列特里叶矿床的含黄铁矿的铜-锌矿石的特性、可选性研究结果和选矿厂的扩建计划。研究结果表明，应用半自磨技术，而不是采用常规的破碎-磨矿技术．这样可以提高选矿厂的处理能力。进行了扩大试验，以确定矿石的可磨度。研制了混合-分离浮选流程。预计的选矿指标为：在处理铜品位为1．46％，锌品位为0．46％的加伊斯克矿石时，铜精矿铜品位为15％，铜回收率为85％，锌精矿锌品位为45％，锌回收率为32％。在处理铜品位为3．6％，锌品位为1．2％的列特里叶矿石时，铜精矿铜品位为15％，铜回收率为82％，锌精矿锌品位为45％，锌回收率为45％。     

铜-铅混合浮选工艺的发展

列宁诺戈尔斯克选矿厂采用混合浮选,随后进行剩余浮选药剂的解吸,铜-铅-锌-硫混合精矿的再磨和分离作业的流程选别硫化矿。铜-铅混合浮选时,为了抑制闪锌矿和黄铁矿,过去只利用氰化物和硫酸锌两种抑制剂配合使用。     

伏牛山高硫铜锌矿选矿工艺研究

对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜—锌硫混合浮选再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,优先选铜—锌硫混合浮选再分离流程得到含铜27.17%、铜回收率86.27%的铜精矿,含锌50.53%、锌回收率88.11%的锌精矿,含硫42.34%、硫回收率78.23%的硫精矿。选矿厂按此流程改造后,可产出含锌42.19%、锌回收率59.30%的锌精矿。     

某含银复杂铜铅锌多金属硫化矿浮选试验

本文介绍了某铜铅锌多金属硫化矿的浮选试验。矿石中有用矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等,其他矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿以及少量菱锌矿、铜蓝、铅钒等矿物,并伴生大量的银。本试验采用了铜铅混合优先浮选-混合精矿再磨-铜铅分离-铜铅尾矿再选锌的优先浮选流程,并且综合回收了银。试验中探索了药剂的组合使用,在保证选矿指标的前提下,又节省了成本。。原矿经过一粗-两次混合精选-铜铅分离流程得到铜精矿品位25.65%,铜回收率73.25%,银回收率2.47%;铅精矿品位46.59%,铅回收率87.78%,银回收率82.23%。铜铅尾矿经过一粗二精一扫的流程,得到了锌精矿品位38.19%,锌回收率86.64%,银回收率7.44%,银的综合回收率达到92.14%。     

硫化矿浮选的新动向——苏联选矿研究设计院工作述评

改善细磨矿石的粒度特性和提高矿石浮选指标的方法之一,就是采用能降低磨矿回路中矿浆粘度的分散剂。与常规的磨矿方法相比,在闭路循环中使用细筛后可大大提高铅-锌矿石的浮选效率。在选别多金属矿石时,硫化矿的混合浮选能使连生颗粒达到最有效的浮选,并能使尾矿中的金属损失量最小。在使用水力旋流器的离心力作用下,从硫化物混合精矿表面解吸捕收剂的方法,可使Na_2S的耗量减少50%,并能改善下一步的分离效果。在氮气介质中进行解吸也可使Na_2S的用量减少50%,并且在铅浮选循环中用氮气代替空气后,由于减少了锌在铅精矿中的损失而提高铅精矿的品位。在选别铜-锌-黄铁矿矿石时,锌粗精矿在氮气介质中用Na_2S调整后,可使Na_2S的耗量降低1.3-1.8倍。在后续的除铁和除铜过程中可使硫酸锌的用量降低1.3—1.4倍。在分离铜-锌精矿时,用氰化钠调整和在氮气介质中浮选,这样可使氰化钠的用量减少50%,并可稍稍提高铅精矿的品位。在选别铜-镍矿石时,往浮选机中通入氮气(代替空气)后就可强化镍黄铁矿和含镍的磁黄铁矿的浮选和提高镍的回收率。     

别洛乌索夫斯克选矿厂改善选矿工艺的前景

别洛乌索夫斯克选矿厂处理复杂的多金属矿石,矿石中硫化物含量达40％,其中多半是黄铁矿(占25％)。矿石中铅92～94％是方铅矿;锌97％是闪锌矿;铜88％是黄铜矿。矿石中其他矿物有:黝铜矿、斑铜矿、辉铜矿和铜兰。矿石含重晶石达12％。目前,该选矿厂是按全苏有色金属矿冶科学研究所1961年设计的混合浮选流程进行生产(见图1)。流程的特点是,不解吸混合精矿颗粒表面的捕收剂;流程中有锌再浮选工序。混合精矿大部分经液相更换(在浓密机中加清水洗涤)之后,加氰化物和硫酸锌进行再磨,并送往铅-铜浮选工序。在这个作业中氰化物的用量为140～150克/吨。     

文摘

从含锌低的铜矿石中回收锌对含锌低的铜矿石,采用3段浮选工艺,分选出铜、锌和黄铁矿精矿。矿石磨矿后,抑制铜矿物,分选黄铁矿—锌精矿(泡沫)。泡沫产品用活性炭处理,以排除浮选药剂,然后用浓密机分离固体。分离的固体再调浆后,进行锌与黄铁矿矿物的分选。于是,含铜0.45%、锌0.24%和硫5.53%的铜矿石,添加硅酸钠、石灰、氰化钠、硫酸锌、乙基钠黄药和 Flotanol I,在 pH10.5—     

重晶石型复杂嵌布铜铅锌次生硫化矿的可选性研究

某铜铅锌次生硫化矿含大量重晶石,有用矿物嵌布关系复杂、粒度细,铅氧化率28.32%。矿石中的方铅矿和闪锌矿因夹杂细小铜矿物而自活化,抑制分离浮选困难,常规选矿方法和药剂难以分离出单一铜、铅、锌精矿。试验建议采用粗磨铜铅锌等浮流程,可获得铅+锌品位大于50%的含铜铅锌混合精矿,各金属回收率也较高。混合精矿再用专利冶金方法处理。     

某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

国内某矽卡岩型铜铅锌多金属硫化矿石主要呈浸染状、星散状、星点状以及细脉状构造。主要有用金属矿物为方铅矿、闪锌矿,其次黄铜矿。方铅矿主要呈他形粒状和不规则状产出,粒径一般为0.01~1.8 mm;闪锌矿呈他形粒状和不规则状产出,粒径一般为0.01~1.2 mm;黄铜矿多呈不规则状或他形粒状产出,粒径一般为0.01~0.3 mm。为高效开发利用该矿石,采用铜铅混合浮选—铜铅分离—混合浮选尾矿浮锌流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明:(1)石灰、水玻璃、硫酸锌与碳酸钠组合可以削弱闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿及硅酸盐脉石矿物的可浮性,较好地实现铜铅混合浮选;铜铅混合精矿经活性炭脱药后,以重铬酸钾+水玻璃+CMC为组合抑制剂抑铅浮铜,能够有效分离铜铅;以硫酸铜为锌矿物活化剂、石灰为硫抑制剂可高效浮锌。(2)试验采用1粗1精1扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗2精2扫浮锌、中矿顺序返回流程处理矿石,可获得铜品位为20.08%、铜回收率为46.34%的铜精矿,铅品位为47.89%、铅回收率为82.72%的铅精矿,以及锌品位为42.98%、锌回收率为93.03%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌综合回收。