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。     

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。     

矿化砂岩型的硫化铜及复合矿石的浮选工艺的主要特点

铜矿石呈胶结状的矿物矿化,在比较细磨时,仍产生大量的连生体。为了浮选这种连生体,结合使用高级黄药和烃类油。再磨中矿的浮选借助添加矿砂产品得到了加强,后者是这种泥化矿粒的背负体。采用泥、砂和中矿一起分别浮选的发展流程和这样药剂添加制度,可以获得品位40～50％、回收率为95％的高级铜精矿。复合矿石这种矿石的特点是方铅矿和闪锌矿与斑铜矿和辉铜矿共生。本文叙述了采用以前制订的混合浮选工艺来选别这种类型的矿石;之后在使用锌氰络合物抑制斑铜矿和辉铜矿的基础上分离混合精矿。这种工艺可以通过下述方法得到改进和稳定指标: 1)采用阶段磨矿和使用棒磨机; 2)使用适于浮选粗粒矿物的浮选机(泡沫分离浮选机、振动式浮选机); 3)根据矿石的铜品位,自动添加抑制剂。已证实由于锌氰络合物与斑铜矿、辉铜矿相互作用,在矿物表面上生成了硫化锌,导致了它们被抑制。矿浆浓度和温度增高,大大加速泥化辉铜矿和锌氰络合物之间的相互作用,其结果使锌氰络合物分解并转换成不活泼的铜锌络合物,降低了分离的选择性。为了提高分离的选择性,对于辉铜矿含量高的矿石,制订了一种特殊工艺。按照这种工艺,采用亚砜盐和硫酸锌抑制锌和铅的硫化物。在混合浮选之前,分选出泥化辉铜矿。闪锌矿和铜矿物作为铅浮选的尾矿,在排除脉石之后,可从产品中浮出,而铜矿物是采用铁氰化物抑制。采用这样的工艺和药剂制度,可得回收率达75％的铅精矿和回收率为90％的铜精矿。也表明有可能得到高品位的锌精矿。     

贫铜矿石的选别

保加利亚默杰特选矿厂处理铜品位极低的铜黄铁矿矿石,目前世界都缺乏处理贫铜矿的经验。该厂工艺是将矿石三段开路破碎到25～30毫米(碎矿中15—18% 25毫米)。按混合优先浮选流程浮选得混合精矿再优先浮选,然后再磨,得铜精矿和黄铁矿精矿。混合浮选用丹佛500V 浮选机,每排22槽。     

锌铜分离方法的试验研究(摘要)

天宝山矿东风选厂所处理的矿石为矽卡岩型低品位多金属硫化矿,主要有用矿物为闪锌矿、黄铜矿、方铅矿。该厂采用铜铅部分混合浮选,用硫酸锌加氰化物抑制锌,铜铅部分混合浮选精矿采用氰化法分离,混合浮选尾矿再选锌的工艺流程。近年来,随着入选矿石性质的变化,铜精矿含锌在12%左右,不仅降低了铜精矿质量,直接影响铜精矿售价,而且造成大量锌金属损失于铜精矿中。为降低铜精矿含锌,进行了选矿试验。研     

哈萨克斯坦热兹金茨克采选公司多金属矿石选矿厂

哈萨克斯坦热兹金茨克选矿厂处理难选的Oрловск矿床铜铅锌矿石.选矿厂年处理矿石能力为150万t.原矿铜品位为3.76%～4.28%,锌品位3.67%～4.47%.采用铜铅混合浮选和锌优先浮选工艺.获得的铜-铅精矿铜品位18.47 %,回收率90.15%,铅品位3%～4%.锌精矿锌品位45.45%,回收率67.05%.     

澳大利亚蒙特艾萨锌-铅-银-铜矿山

摘要 澳大利亚蒙特艾萨锌-铅-银-铜矿山是澳大利亚大型矿冶企业之一。它由两个独立的锌—铅—银矿山和选矿厂,以及铜矿山和选矿厂组成。截至2007年6月底,证实和控制的铜矿石储量为8400万t,含铜1.8%~3.4%;锌—铅—银矿石储量为8400万t,含锌4.8%~8.8%,铅2.2%~5.5%和银39~125g/t。铜矿山采用分段空场采矿法开采矿石;锌-铅-银矿山采用分段空场采矿法和落顶充填采矿法开采矿石。铜选矿厂采用半自磨/球磨—易浮矿物预先浮选—铜粗选—浮选柱精选—浮选机再精选工艺流程,得到铜精矿。锌—铅—银矿石选矿工艺流程包括棒磨/球磨—铅粗选—粗精矿艾萨磨再磨—铅精选—浮选铅精矿常温反浮选易浮矿物,获得铅精矿;铅粗选尾矿进行锌粗选—浮选柱精选—粗选尾矿艾萨磨再磨—锌再选—再选精选,获得锌精矿。矿山矿产品产量为铜矿山670万t/a铜矿石,锌—铅—银矿石650万t/a,矿产锌226529t/a（锌精矿）;粗铅锭125195t/a,银826万盎司/a（粗铅锭）,阳极铜217907t/a,矿产铜172552t/a（铜精矿）。      

硫酸锌在多金属硫化矿分选中的应用

<正> 硫酸锌与亚硫酸钠、碳酸钠、硫化钠、二氧化硫或石灰等配合抑制闪锌矿,是锌矿物与其它金属矿物分离浮选常用的药方。红透山铜矿选矿厂采用铜硫混合浮选流程,处理铜锌硫多金属硫化矿石。自1963年回收锌以来,由于铜硫混合浮选循环未加抑制剂抑锌,造成锌在铜硫混合精矿中的大量损失,其损失率高达36.26％,约占锌总损失率的2/3。     

硫酸铝在铅精矿浓缩絮凝中的试验与应用

<正> 广西佛子冲铅锌矿古益选矿厂入选矿石的金属矿物主要以闪锌矿、铁闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿为主,次为黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿等;脉石矿物以石英、绿帘石、钙铁辉石为主;原矿品位Pb3.34％、Zn3.16％、Cu0.23％。浮选工艺采用丁基铵黑药铅铜混合浮选再分离,尾矿选锌流程。铜铅分离采用羧甲基纤维素(CMC)抑铅浮铜工艺。铅锌精矿分别进入φ12m浓密机、铜精矿进入φ6m浓密机进行浓缩后过滤。生产中铅浓密机溢流跑浑现象相当严重,据测定溢流中固体含量达3.0g/L,溢流量5.5m~3/h,品位铅60％,银500g/t,年损失金属铅71t,     

酯-105在多金属硫化矿分选中的应用

<正> 浙江省建德铜矿自1975年以来陆续开采了铜铅锌多金属硫化矿石。该矿采用一段磨矿(细度-0.076毫米75％)、部分混合浮选流程,使用石灰,亚硫酸钠、硫酸锌、丁基黄药、二号油等浮选药剂选出铜、铅、锌、硫四种精矿。生产中主要问题是:(1)在铜铅混合浮选过程中,由于使用丁基黄药,使锌在该回路中上浮量很大,这不仅降低了选锌作业的回收率,同时铜精矿中含锌过高,有时高达10％,致使铜精矿质量不合格。(2)在锌硫混合浮选作业中,为保证硫充分回收,往往锌硫混合精矿产率较大,使得锌硫分离作业中得不到合格的硫精矿而需要精选,造成了在锌硫分离作业和精选作业中药剂制度的矛盾,即对硫强抑制后的再活化,如果要保证在锌硫分离作业中得到     

用锌酸盐代替硫酸锌和部分氰化物选别别洛乌索夫矿床矿石

别洛乌索夫选矿厂目前正在处理组成复杂、呈细粒嵌布的铜-铅-锌-硫-重品石硫化矿。选矿流程规定:矿石磨细到58～62％—0.074毫米进行带有锌再浮作业的硫化矿混合浮选;混合精矿通过洗涤和浓密,再磨到90～95％—O.074毫米,然后进行铜-钴浮选,铜-     

提高捷格佳尔矿床铜-锌矿石综合利用的途径

1959年国立有色金属研究院所制定的直接优先浮选流程,首先在中乌拉尔选矿厂的工业条件下得到了回收率为20％锌品位为45％的合格锌精矿。由苏联选矿研究设计院所制定的捷格佳尔矿床铜—锌矿石选矿工艺,规定得到铜锌混合精矿,并在分离前以硫化钠解吸,采用没有氰化物而用硫化钠和硫酸亚铁的铜—锌混合精矿优先浮选流程。     

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。     

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。     

从低品位铅锌矿石中综合回收铜

我矿选矿厂从1960年投产至1978年10月一直使用铅锌萤石优先浮选流程,生产铅、锌、萤石精矿三种产品。从1978年11月份开始,将优先浮选流程改为铜铅—锌—萤石部分混合浮选流程,生产铜、铅、锌、萤石精矿四种产品。     

某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅分离浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差。矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难。对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:(1)铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;(2)采用重铬酸钾+LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;(3)原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)—1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)—1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标。该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考。     

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%.     

铜、锌优先浮选的改进

萨萨楚尔(Cacauyp)选矿厂原矿的主要有用成份是铜和黄铁矿。在矿石中还含有少量锌。选厂采用铜锌混合浮选,然后分离出铜精矿和锌精矿。截至1970年,选厂曾采用如下优先浮选工艺:在含21.96％铜,含8.59％锌的铜锌混合精矿中添加2250克/吨NaCN和4500克/吨ZnSO_4抑制锌浮铜。     

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。     

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。