铜铅混合精矿浮选分离工艺研究

针对铜铅锌多金属硫化矿可浮性相近、精矿互含的选矿难题,为获得合格的铅精矿和铜精矿产品,对临沧某铜铅锌多金属硫化矿混合浮选得到的铜铅混合精矿进行选矿试验研究.混合精矿中铜品位9.86%,铅品位31.26%,主要研究了亚硫酸+硫化钠+淀粉组成的组合抑制剂对铅的抑制作用,对三种药剂的配比及组合药剂的用量进行试验.最终,通过闭路流程得到铜精矿铜品位20.41%、回收率77.09%,铅精矿铅品位48.68%、回收率97.73%的,实现了铜铅的有效分离.     

从会理锌矿铅锌矿石中分选铜的试验研究

为从会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中分选铜,对会理锌矿含铜的铅锌硫化矿进行了系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究．工艺矿物学研究结果表明会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中铜矿物以黄铜矿、银黝铜矿-砷黝铜矿、硫锑铜银矿、车轮矿等矿物形式存在,并以黄铜矿为主,其次为银黝铜矿-砷黝铜矿系列矿物．铜矿物嵌布特征复杂,与闪锌矿互相包裹及呈固溶体分离结构较为普遍．铜矿物嵌布粒级较均匀,多集中于＋0．08mm以上粒级中,铜矿物单体解离度相对较好．基于会理锌矿舍铜铅锌硫化矿的矿石特性,采用“铜铅混浮-铜铅分离-再浮锌”浮选工艺,在原矿含铜0．94％、铅0．92％、锌10．60％的情况下,可获得含铜17．76％、铅4．35％、锌12．87％,铜回收率62．89％的铜精矿,含铜2．99％、铅54．52％、锌10．48％,铅回收率50．34％的铅精矿,含铜0．75％、铅1．20％、锌55．86％,锌回收率88．56％的锌精矿,银在铜、铅、锌精矿中的回收率分别为50．93％、2．32％、29．51％,实现了从会理锌矿含铜铅锌硫化矿中分选铜的目标．     

铅锌矿石中有价金属的综合回收

根据矿石性质,对铜铅品位极低的铜铅锌矿石中的有价金属进行了综合回收试验.结果表明:用部分混合-分离浮选工艺流程,能有效回收锌金属,同时综合回收铜、铅、银、硫铁等金属.在铜铅分离和选锌作业中采用了新型磺化腐植酸类抑制剂Fs,提高了铜精矿和锌精矿的质量.试验证明Fs是一种高效的铅硫砷抑制剂.     

四川某复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺

针对四川某铜、铅、锌多金属矿硫化物共生关系密切,嵌布粒度不均匀的特点,按优先浮选工艺流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验;选铜作业采用二次粗选四次精选一次扫选,选铅作业采用一次粗选四次精选一次扫选,选锌作业采用一次粗选三次精选一次扫选,成功实现了铜铅锌的分选;铜精矿含铜22.94%,回收率69.71%;铅精矿含铅51.46%,回收率70.63%;锌精矿含锌45.86%,回收率82.48%。     

西藏甲玛高氧化率铜铅锌矿混合浮选试验研究

针对西藏甲玛矿区高泥铜铅锌矿石性质复杂、氧化率高、现场浮选回收率低的特点,采用硫化钠作为硫化剂及矿泥调整剂,XP4作为组合捕收剂,丁铵黑药作为辅助捕收剂,开展了条件优化试验、开路流程试验和闭路试验研究.通过一粗三精两扫、中矿顺序返回的浮选闭路流程,在原矿含Cu 0.53%,含Pb 1.29%,含Zn 0.54%,Au和Ag含量分别为0.28 g/t、23.6 g/t的条件下,获得的浮选混合精矿的技术指标为:Cu品位为7.72%,回收率为70.15%;Pb品位为22.17%,回收率为90.98%;Zn品位为4.81%,回收率为42.19%;Au品位为1.8 g/t,回收率为47.41%;Ag品位为340.4 g/t,回收率为77.32%.与现场生产指标对比,铜的回收率提高了17个百分点,铅的回收率提高了39个百分点.     

难选高硫铜金锌多金属矿强化回收铜金试验研究

查明了国外某铜金锌矿的矿物组成、嵌布粒度、赋存状态及单体解离度等工艺矿物学特性,开展“粗磨快速浮铜金—铜金锌混浮—细磨铜金锌分离”新工艺研究.结果表明：原矿中铜、金、锌品位分别为2.13%,1.52 g/t, 2.90%;黄铁矿矿物量高达47%,黄铜矿、闪锌矿与黄铁矿之间紧密连生,连生界面复杂,难以有效解离;金矿物嵌布粒度粗细不均,部分粒度小于5μm,部分粗粒金矿物表面被氧化铁覆膜,可浮性降低,容易损失至尾矿中.细磨是实现铜金锌有效分离的关键.采用新型的浮选捕收剂,实现了铜金矿物的强化回收,最终获得Cu品位为21.07%、回收率为84.47%,Au品位为6.79 g/t、回收率为38.16%的总铜精矿;Zn品位为50.79%、回收率为62.87%的锌精矿.     

贫杂氧化铅锌矿制备铅锌精矿的新工艺

提出了贫杂氧化铅锌矿碱浸一沉淀法制备锌精矿和铅精矿的新工艺,确定了硫化钠铅锌的工艺参数,并进行小型综合实验验证该工艺的工业化可行性．沉淀铅的最佳参数为：硫化钠沉淀剂的加入量为铅质量的1．8倍、温度为70℃、反应时间为30min．沉锌的工艺条件为：硫化钠沉淀剂的加入量为需沉淀锌质量的2．4倍、温度为90℃、反应时间为3h．实验表明：铅和锌的回收率均达到80％以上,得到的锌精矿锌含量52％,铅精矿铅含量78％,均达到行业标准．     

云南某铅锌氧化矿矿石基因特性研究

通过扫描电镜能谱分析(SEM-EDS)、X射线衍射(XRD)、人工重砂以及电子探针等现代分析测试手段,对云南某多金属铅锌氧化矿进行矿石基因特性研究,研究包括物质组成、结构构造、矿物嵌布特征以及重要伴生有价金属元素银、镉的赋存状态.结果表明:矿物之间嵌布粒度细,矿石中有价金属元素种类多,但品位较低.原矿含锌13. 71%、含铅5. 89%、锌矿物主要为菱锌矿和异极矿,铅矿物主要为白铅矿,此外,银和镉分别以类质同象形式赋存于白铅矿和菱锌矿中,银和镉可在铅精矿和锌精矿中得到富集.根据矿石性质,确定了先选铅再选锌的浮选原则流程,最终通过铅"2粗1精2扫"、锌"2粗2精3扫"中矿循环返回的闭路流程,最终获得合格的铅精矿、锌精矿产品,同时实现了伴生金属银、镉的综合回收.     

中矿再磨提高某矿山选铜回收率的试验研究

为提高选铜回收率,应用浮选中矿选择性分级再磨新工艺对某铜矿进行了试验研究。研究表明新工艺优化了入选原矿矿浆浓度和细度以及浮选给矿粒度组成,延长了矿物浮选时间,从而有效地提高了铜的回收率。新工艺流程粗精矿铜品位2.01%,回收率达88.48%,比原工艺流程高出2.82个百分点。这说明中矿选择性分级再磨能有效提高该矿的选铜回收率。     

复杂铜铅混合精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜铅混合精矿中铜、铅矿物主要为黝铜矿和方铅矿,还含有较高的锌、银、砷和锑.本试验针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理,通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件.扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达98.89%、94.92%,Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中,铜锌与铅银分离彻底.浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收.浸出渣中的铅、银通过碳酸盐转化-硅氟酸浸铅-硫脲浸银进行回收.铜萃取率,铅、银浸出率分别为96%、94%和93%.     

提高大厂铟锌精矿产品质量的试验研究

研究的矿石属锡石多金属硫化矿类型,铁门锌矿与多种硫化矿紧密共生,浮选分离十分困难．试验采取在粗房条件下浮选硫化矿、硫化矿混合精矿再磨浮选铅锑、浮铅尾矿氧化浮锌的工艺,取得了满意的效果．     

FAAS法连续测定锌精矿中铜、铅、镉

本方法提出了连续测定锌精矿中铜、铅、镉。与测定铜、铅、镉的其它方法相比较，该方法快速准确、可靠、提高了工效、节约了试剂，可满足大批量锌精矿中铜、铅、镉的测定。     

低硫低铜磁铁矿选矿工艺研究

对低硫低铜磁铁矿进行了不同选别工艺研究,采用先浮后磁和使用高选择性捕收剂可获得精矿含铁64.12%、含硫0.37%, 回收率84.34%的合格铁精矿;含铜13.83%,回收率50.91%的铜精矿;含硫34.23%,回收率73.85%的硫精矿,明显提高了矿产资源利用率.     

扎西康铅锌多金属矿床物质组分特征及工艺性质

扎西康铅锌多金属矿床的有用成分为铅、锌、锑、银,伴生有用成分为铜、金、镓、铟,矿石破碎后〉0.25 mm粒级的产率最大,其次是〈0.075 mm粒级,其他粒级占有率均较少,特别是0.096～0.075 mm粒级,仅占1.60%。铅、锌、锑元素的品位在各个粒级中几乎无变化,银的品位随粒度由粗至细有逐渐升高的趋势,因此要注意细粒级中银的回收。铜、金、镓元素的品位在各个粒级中几乎无变化,粒级由粗至细,品位较为平稳,铟品位随着粒度由粗至细有逐渐增高的趋势,特别是〈0.075 mm的粒级中,品位达到了2.11×10-6,推测铟有可能形成极少量的细小矿物包裹于闪锌矿中,并非完全以分散态产出。     

云南典型铜锌硫化矿混合浮选抛尾研究

随着金属铜、锌需求的增长及易选铜锌硫化矿资源的不断耗竭,细粒嵌布的该类难选矿成为重要原料.然而,由于对铜锌硫化矿大多采用优先浮选工艺,导致尾矿中金属损失普遍较大.本文针对云南某典型铜锌多金属硫化矿,采用粗磨条件下的混合浮选抛尾工艺,研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等因素对抛尾过程的影响.在粗磨细度为-200目75%,乙黄药和丁黄药为组合捕收剂时,浮选抛尾量为原矿量的60%,尾矿含Cu 0.058%、Pb 0.027%、Zn 0.12%,尾矿中各金属损失率分别为Cu 3.21%、Pb 5.49%、Zn 3.35%,在各有价金属以混合粗精矿形式被回收的前提下,实现了较彻底的大量抛尾.本研究的粗磨浮选提前抛尾对铜锌多金属硫化矿资源的经济开发利用具有重要借鉴意义.     

某金矿的综合回收试验研究

针对某嵌布粒度细、共生关系复杂、含金矿物分散的低品位铅锌含金矿石，通过回收铅、锌、硫矿物来回收其伴生的金矿物，使金的回收率达到85．49％，获得较佳的选别效果．     

改进铜录山铜矿石浮选用药试验

使用不同药剂对铜录山铜矿石进行浮选试验,比较试验结果表明:使用WHL-C作调整剂,丁基黄药和乙基黄药作混合捕收剂,采用一粗一精一扫流程可以获得铜精矿品位23.1%,回收率95.45%的优良指标,证实了混合捕收剂和WHL-C对铜矿物具有优良的选择作用.     

贵州某地混合铜矿选矿试验研究

对贵州某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。原矿入选品位Cu 1.27%、Ag 3.80 g/t,含As 4.46 g/t,铜氧化率为23.87%,属混合铜矿。根据矿石性质,分别拟定并开展了"氧硫混选""氧硫分选"和"浮选—尾矿酸浸"3种选铜工艺的探索对比试验,试验结果表明,"浮选—尾矿酸浸"是适宜的选铜流程。试验表明:1)在较佳的分选条件下,原矿经"浮选—尾矿酸浸"联合流程选别后,可获得铜精矿产率4.41%、Cu品味20.52%、回收率73.05%;浸液铜品位880.00 mg/L、浸出率14.16%,铜总回收率87.21%的技术经济指标。铜得到了回收利用。     

论文摘录

毒砂是一种分布较广的含砷矿物,常与铜、铅、锌硫化矿物共生,在别选铜、铅、锌矿物时,常被选进精矿。精矿含砷量过高,不但降低精矿质量,而且将在冶炼过程中造成环境污染。因此对精矿含砷量要求越来越严,本文从采用选择性捕收剂的角度,研究铜砷分离问题。采用丁黄腈酯、甲基硫氨酯和丁黄药对铜砷分离浮选试验表明,甲基硫氨酯是铜砷分离的一种理想捕收剂,它不但选择性好,在PH7—10广泛范围内,能选择性捕收黄铜矿,实现铜砷分离,而且在处理含铜离子的矿石时,有较强的适应性。表现为采用甲基硫氨酯,铜     

低碱度下组合抑制剂对铅铁硫化矿的抑制性能及作用机理

纯矿物试验表明，在碱性条件下DS YD对黄铁矿有抑制作用，而对方铅矿则没有抑制作用；人工混合矿物和实际矿石试验结果证实，用石灰调浆到pH=9，组合抑制剂DS YD能有效实现方铅矿和黄铁矿的浮选分离，精矿含Pb57．89％，铅回收率达到84．78％，并且不影响锌的浮选效果．矿物表面黄药吸附量测定结果表明，组合抑制剂对不同矿物表面竞争吸附能力的差异是低碱度矿浆条件下实现有效分选的主要原因．