内蒙古某多金属矿铜锌分离试验研究

内蒙古某多金属矿含有铜、锌资源,由于铜、锌矿物嵌布关系复杂、原矿品位铜低锌高、闪锌矿浮选活性好等特点,工业上一直未能实现铜、锌的综合回收。本研究通过优先选铜,抑制闪锌矿上浮,对铜粗精矿再磨增强铜、锌矿物的单体解离度,采用有机抑制剂HG-2强化硫酸锌和亚硫酸钠对闪锌矿的抑制,在原矿铜品位0.085%、锌品位1.046%的条件下,获得铜品位为23.68%,铜回收率为61.29%,锌含量4.31%的铜精矿和锌品位为52.53%,锌回收率为68.80%,铜含量为0.503%的锌精矿,实现了铜、锌资源的综合回收。     

江西某钨矿石中伴生铜锌的回收效果优化

江西某钨矿石中伴生有锡、铜、锌，重选富集钨、锡、铜、锌，混合精矿经浮选获得含铜锌的综合硫化矿，经球磨机-螺旋分级机闭路磨矿至-200目占为43.72%，仅获得铜品位为18.92%、含锌4.29%、铜回收率为96.77%的铜精矿和锌品位为33.17%、含铜2.79%、锌回收率为21.97%的锌精矿，铜锌浮选分离回收效果很不理想，这主要与铜锌矿物单体解离程度较低有关。为了解决铜锌矿物的单体解离问题，在现场探索试验和铜锌矿物单体解离程度较低原因分析的基础上，采用高频振动细筛替代螺旋分级机，在高频振动细筛筛孔宽为0.125 mm的情况下，浮选给矿-200目含量达70.58%，铜精矿铜品位达25.46%、含锌降至2.51%、铜回收率达98.28%，锌精矿锌品位达45.50%、含铜降至0.82%、锌回收率达57.43%，铜精矿品级由四级品提高到二级品，铜回收率也提高了1.51个百分点；锌精矿由原来的不合格品提至七级品，锌回收提高了35.46个百分点，生产指标改善非常显著，企业经济效益和环境效益均得到较大提升。     

某铜-锌矿石的浮选和分离工艺试验研究

某矿石以黄铜矿、闪锌矿为主,针对该矿石的特征,采用优先浮选铜-再磨-精选铜-铜浮选尾矿选锌的工艺流程进行了选矿试验.在合理的药剂条件下,闭路试验得到了含Cu 18.45%、Zn 5.81%、Cu回收率71.54%的铜精矿和含Zn 50.95%、Zn回收率95.95%的锌精矿.     

汉吉兹矿床的多金属矿石选矿工艺的制定

乌兹别克斯坦共和国汉吉兹铜铅锌多金属矿石由于矿物嵌布粒度细,含有次生硫化铜矿物,属于难选多金属矿石.提出了铜--铅混合浮选、铜铅混合精矿分离浮选和从铜铅混合浮选尾矿中浮选闪锌矿工艺流程.在铜--铅混合浮选回路中采用硫酸锌作为闪锌矿的抑抑剂,用丁基黄药和黑药混合浮选铜和铅矿物.在铜铅混合精矿分离中,用活性炭和硫化钠及洗矿后解离矿物表面上的药剂,用硫酸将矿浆调至酸性pH,再用亚硫酸钠作为方铅矿的抑制剂,用黄药浮选硫化铜矿物.用硫酸铜活化闪锌矿,用黄药和黑药捕收剂从混合浮选尾矿中获得锌精矿.该工艺流程获得质量合格的铜精矿、铅精矿和锌精矿,铜、铅和锌的回收率分别为69.2%～72.7%,74.7%～78.5%和80%.     

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%。     

广西铜铅锌复杂多金属矿浮选分离试验

广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品。经试验研究,采用“抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌”工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂CY-2A浮选铜铅。最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率70.11%;铅精矿铅品位57.39%、回收率84.84%;锌精矿锌品位51.93%、回收率88.42%。试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离。     

铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析

通过纯矿物浮选动力学试验, 研究了黄铜矿与闪锌矿在捕收剂QP-02体系中的浮选动力学行为。研究表明, 黄铜矿、闪锌矿在合适的矿浆体系中, 浮选速度差异较明显, 可以利用其浮选速度的差异结合流程结构优化实现铜锌高效分离。根据动力学研究结果对江西某铜锌硫化矿石采用部分黄铜矿快速浮选、铜粗精矿再磨、铜精选尾矿选锌的工艺方案开展了试验研究, 结果表明, 采用该分离技术, 铜锌分离效果明显, 获得了铜品位为26.74%、回收率为90.80%的铜精矿和锌品位为45.20%、回收率为81.57%的锌精矿。     

铜锌硫化矿浮选分离试验研究

文章简要介绍了江西赣州某硫化矿综合回收铜锌工艺试验研究。采用部分铜快速浮选、铜粗精矿再磨精选、选铜尾矿浮选回收锌的工艺流程处理该矿石,最终获得含铜30.55%,含锌3.91%的铜精矿Ⅰ,含铜26.11%,含锌4.99%的铜精矿Ⅱ,铜综合回收率90.8%;含锌45.20%、含铜2.97%,锌回收率81.57%的锌精矿,从而达到铜锌分离的目的。      

某次生铜型高硫铜铅锌矿浮选工艺研究

某高硫铜铅锌矿中含有部分次生铜矿物,闪锌矿及黄铁矿在铜铅作业段容易上浮,影响浮选指标。因此针对这两种矿物的抑制剂开展了试验研究,研究结果表明：需要添加一定量的硫化钠来消除次生铜的影响;组合使用石灰、硫酸锌、硫化钠和BK612可以抑制铜铅浮选作业中的黄铁矿及闪锌矿;采用“铅铜等可浮-铜异步强化浮选-锌浮选”流程,能够解决次生铜及黄铁矿的影响,先获得铅铜混合精矿,再获得高品质铜精矿及合格锌精矿。     

云南某铜锌矿石工艺矿物学及选铜流程分析

云南某铜锌矿石铜、锌品位分别为0.17%、4.94%,铜和锌主要以黄铜矿和闪锌矿的形式存在。矿石主要呈柱状变晶结构和细粒粒状（片状）变晶结构,闪锌矿主要呈自形-半自形-他形粒状结构,普遍包含有磁黄铁矿,黄铜矿主要与闪锌矿、透辉石、萤石、绿泥石等矿物共生。-10 μm的铜矿物在磨矿过程中极难解离,单体解离困难,再磨容易使矿石泥化,影响铜回收率。结合现场浮选流程考察结果,提出优化铜捕收剂捕收能力、延长浮选时间等措施改善浮选指标。     

某多金属硫化矿铜锌分离试验研究

针对某多金属硫化矿铜锌分离开展浮选试验研究,试验研究结果表明,因部分黄铜矿、闪锌矿与黄铁矿难以单体解离,导致原矿细磨后铜锌完全分离难以实现。通过试验研究,采用抑锌浮铜、铜粗精矿再磨的工艺流程,配合组合抑制剂抑制闪锌矿和黄铁矿,成功实现了铜锌的有效分离。     

某复杂铜锌硫化矿高效浮选分离新工艺研究

在铁闪锌矿和黄铜矿两种单矿物浮选试验的基础上,针对某复杂铜锌硫化矿石的原矿性质,用石灰抑制含铁矿物,硫酸锌抑制含锌矿物,丁黄药和2-巯基苯骈噻唑的混合药剂捕收含铜矿物,可以实现铜锌矿物的高效浮选分离。在开路试验基础上进行了实验室小型闭路试验,可获得铜精矿品位22.09%、铜回收率92.11%,锌精矿品位49.13%、锌回收率73.33%的选别指标。     

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。     

难选铜锌铁多金属硫化矿两步浮选法的研究

某铜锌铁多金属硫化矿含有较多的次生硫化铜(高达40％),受采场酸性废水的影响,浮选实践证明闪锌矿难以抑制,分选指标不高。根据浮选基础研究和工艺矿物学原理,结合研究对象,认为黄铜矿存在两部分粒子(1部分为天然可浮性好的粒子,另1部分为可浮性差的粒子),闪锌矿也存在两部分粒子(1部分为非氰抑制剂能抑制的粒子,另1部分为非氰抑制剂难抑制的粒子).由此导出两步浮选法的构想,提出铜、锌均两步浮选法。文中还阐述了用两步铜锌浮选法处理这种难选矿石的实验室研究和工业实践,结果令人满意。工业试验获得铜精矿含铜19.3％,含锌2.5％,铜回收率84.6％;锌精矿含锌51.7％,回收率高达80.7％;硫精矿含硫34.8％,回收率80.2％的好指标。伴生金的回收率由原来的26％提高到38％。此外,还介绍了混合精矿在非氰抑制剂存在下进行较长时间搅拌的措施对其分离十分有利。     

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。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

某复杂铜铅锌多金属矿浮选分离技术研究

某铜铅锌多金属矿含铜0.54%、铅1.75%、锌10.44%。矿石中矿物种类繁多,嵌布粒度细,互相交代关系复杂,在浮选分离过程中互含严重,且矿石中存在大量的长石、白云石等易浮脉石,磨矿过程中极易泥化,恶化浮选环境,因此,难以获得合格的产品。针对该矿石的特征,在铜铅优先混合浮选—铜铅分离—铜铅浮选尾矿选锌的原则工艺流程基础上,采用选择性药剂BKW和BKN组合,作为铜铅优先浮选的捕收剂,铜铅混合精选时采用组合抑制剂BKFN和BKFA强化对含锌矿物及脉石矿物的抑制,铜铅分离采用新型抑制剂BK503抑铜浮铅,分别获得较好的铜、铅、锌产品。实验室小型闭路试验结果为铜精矿含铜18.12%、铜回收率60.66%,铅精矿含铅48.27%、铅回收率68.95%,锌精矿含锌48.76%、锌回收率91.10%。     

提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究

为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标, 进行了选矿试验研究。采用“铜锌优先浮选-铜粗精矿再磨-铜中矿部分集中返回”的工艺流程, 配合使用高效铜捕收剂YK-0和强力锌组合抑制剂ZnSO₄+YK-5, 获得了Cu品位28.65%、回收率93.49%的铜精矿和Zn品位48.82%、回收率84.60%的锌精矿。根据试验结果对现场流程进行改造, 与改造前相比, 铜精矿Cu品位提高6.59个百分点, 含Zn降低5.64个百分点;锌精矿Zn回收率提高15.19个百分点, 经济效益显著。