文摘与简讯

加温搅拌氧化法分选铜锌日本释迦内复杂硫化矿(铜、铅、锌)选矿厂采用了铜锌反浮选(或称加温锌浮选)方法在现场试验成功,并实现于生产。该厂月处理矿石35000吨,分两个系列进行生产,加温锌浮选的对象则是混选精矿经优先分选铅以后的尾矿(铜-锌粗精矿)。首先进行了小型试验,初步检定了下列的适宜条件:加温前pH值-12.2;处理温度-60℃;加温时间-50～60分;浮选pH值-8.3;硫酸铜添加量-4.0公斤/吨。以     

铜铅锌硫化矿磨矿流程的几个优化问题

铜铅锌多金属硫化矿,在我国有色金属选矿厂中占有重要的地位。此类矿石除含有铜、铅、锌、硫等矿物外,往往伴生有金银等贵金属或其它钨钼锡等稀有元素,是生产铜铅锌金属和其它贵金属产品的重要原料。随着综合利用的开展,许多有色金属选矿厂从中获得了     

铅、锌多金属硫化矿分离工艺的进展

<正> 前言近年来,铅锌多金属硫化矿分离工艺取得了较大的进展,出现了许多在实践中行之有效的新的工艺方法、流程、药剂等。尤其在我国七十年代以来,铅、锌多金属硫化矿的无氰—无铬分离工艺在铜铅、铅锌以及铜铅与锌分离中成功的应用,多段选别流程以及等可浮流程的发展和某些新药剂的使用,使许多选矿厂的指标都得到了改善,许多用传统的氰化物法难以分选的矿石都得到了很好的分离效果。在铜、铅、锌复杂硫化矿石的选别中,采用无氰工艺的选矿厂已占60％,使传统的氰化物法,重铬酸盐分离工艺退居次要地位,大大地丰富了我国多金属分离工艺。多年来,国外在铅、锌多金属硫化矿的选别方面也有很大的进展,诸如,磨矿及浮     

加温浮选法在日本选矿厂的进展

一九六一年日本同和矿业公司花冈选矿厂研究加温浮选法分离铜-锌方法获得成功。这个方法是将铜-锌混合精矿堆积4～5天,任其自然氧化,然后用55～60℃的温水调成矿浆,加硫酸铜活化锌矿物后在温水中进行浮选,泡沫产品即为锌精矿,槽内产品为铜精矿,从而达到铜-锌分离的目的。这一方法在铜-锌分离十分困难的矿石分选中卓有成效。近年来,加温浮选法在日本内之岱、释迦内、佐佐连、松峰等选厂广为运用,成功地解决了这些选厂的铜-锌、铜-铅、铅-锌分离等问题。     

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-     

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。     

云南某复杂多金属硫化矿选矿工艺研究

对云南某复杂多金属硫化矿进行了工艺矿物学研究和浮选流程工艺研究,为选矿厂建设提供了合理的流程和工艺条件。通过试验确定合理的工艺流程和药剂条件,实现无氰浮选,在不采用K2Cr2O7的情况下,成功地进行了铜、铅分离。获得的试验指标:铜精矿含铜27.65%、铅2.61%、锌6.15%、铜回收率68.47%,铅精矿含铅51.45%、铜0.51%、锌3.99%、铅回收率92.10%,锌精矿含锌46.94%、铜0.19%、铅0.47%、锌回收率85.76%。     

一种无二氧化硫的有色金属冶炼方法--有色金属硫化矿及含硫物料的还原造锍熔炼

提出一种无二氧化硫排放的有色金属冶炼方法.将有色金属硫化矿或硫化矿精矿或它们的含硫物料与造锍剂、还原剂、添加剂磨碎混合,然后在1000～1300℃的温度下进行还原造锍熔炼.该方法在无二氧化硫生成的情况下一步炼制有色金属粗金属或合金,产出锍、炉渣和烟尘,同时回收金、银等贵金属,具有流程简单、回收率高、成本低等优点.此方法适合于铅、锑、铋的单一硫化矿或精矿、铅-锑、铅-锌、及铜-铅-锌及铜-锌复杂硫化矿或精矿以及这些金属的含硫富集物的无污染冶炼,更适合从含金黄铁矿烧渣中回收贵金属.     

节省石灰用量合理方案探讨(摘要)

长坡选矿厂采用重-浮-重联合流程处理锡石多金属硫化矿。浮选系采朋混合-优先流程回收铅、锌、硫及砷等硫化矿物。硫化矿分离浮选采用无氰工艺,即用石灰抑制黄铁矿、脆硫锑铅矿和毒砂,在pH12下浮锌;在相同pH条件下,以乙硫氮为捕收剂,辅以少量2号油浮铅,分离浮选的槽内产品为     

阴阳离子在铜、铅、锌氧化矿硫化浮选中的强化作用研究现状及展望

硫化浮选法是回收铜、铅、锌氧化矿常用的浮选工艺。为获得更高的回收率，研究人员常使用一些阴阳离子对硫化过程进行强化。文章通过对近些年铜、铅、锌氧化矿强化硫化浮选相关研究成果的梳理，阐述了铜、铅、锌氧化矿硫化浮选机制，讨论了铵根离子、铅离子、铜离子、锌离子、氟离子、氯离子、碳酸根离子等阴阳离子的强化机理，综述了其强化硫化基础理论研究的进展，并对未来发展方向进行了展望，以期对铜、铅、锌氧化矿强化硫化浮选的研究提供一定的帮助。     

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%.     

多金属锡矿石的综合利用

<正> 锡石-多金属硫化物矿石通常伴生有铜、铅、锌、硫、砷等金属硫化矿物。选矿处理这种类型矿石时,最大限度地提高金属硫化矿物的综合利用程度,不仅是提高主元素锡的回收指标的关键,而且是扩大矿床经济价值,增加经济效益的一项重要措施。广东金子窝锡矿系属含多金属硫化物锡石矿石类型。该矿已建立选矿厂,目前仅以回收锡石为主。为提高铅、锌、锡、银等多种元素的综合利用程度,给矿山提供较合理     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂,采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素,获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%,铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%,锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%,硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标;铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

多金属硫化矿石的分离和综合回收

粤北某多金属硫化矿富含铜、铅、锌、铋、银等有价金属。该矿选矿厂原来的浮选分离指标不好 ,造成资源的很大浪费。小型试验到工业生产表明 ,该种矿石的有用元素可以得到进一步综合利用 ,生产指标平均为铜精矿含铜 2 3 .5 %、银 110 0g/t,铜回收率 85 % ;铅铋混合精矿含铅 5 0 %、铋 2 2 %、银 380 0g/t,铅回收率 92 % ,铋回收率 84.2 % ,银的综合回收率 90 .6 % ;锌精矿品位 5 1.1% ,回收率 92 %。经济效益大为提高     

内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究

对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究。采用"铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿再选锌"的工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,优化药剂制度,获得了铜精矿铜品位20.14%、铜回收率40.27%,铅精矿铅品位62.46%、铅回收率93.56%,锌精矿锌品位48.84%、锌回收率89.27%的选别指标,银总回收率达到了88.01%。     

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）。      

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿含铜0.38%、铅2.02%、锌2.80%,针对该矿石的工艺矿物学特征,进行了不同药剂种类及用量的条件试验,确定了"铜-铅-锌依次优先浮选"工艺流程。闭路试验获得了含铜20.50%、铜回收率为70.03%、含银8 498.74 g/t的铜精矿和含铅58.67%、回收率为84.16%、铅含银2 200 g/t的铅精矿和含锌50.76%、锌回收率82.91%的锌精矿的较好指标。     

七宝山铜铅锌多金属硫化矿浮选新工艺研究

为了给江西七宝山铜铅锌多金属硫化矿选矿厂的进一步优化改造提供依据,以江西理工大学自主研发的LP-01和LP-11分别作铜矿物和铅矿物的捕收剂,以丁黄药作锌矿物的捕收剂,以硫酸锌+亚硫酸钠作铅锌矿物抑制剂,进行铜铅锌依次优先浮选试验,获得了铜品位为19.84%、铜回收率为60.25%的铜精矿,铅品位为72.34%、铅回收率为7 3.04%的铅精矿,锌品位为50.55%、锌回收率为88.46%的锌精矿,使铜铅锌得到了较好的回收。     

铅铜精矿的非氰化物法分选工艺

列宁诺戈尔斯克选矿厂和苏联其他大多数处理多金属矿石的选矿厂相同,是用氰化物分选铅-铜精矿的。从1953年开始,该选矿厂应用这个工艺改善了选矿的技术经济指标。虽然几年来生产过程在日趋完善,但是不能保证进一步提高指标,当作业回收率为70—75%时所得铜精矿含铜为18—20%;在铅精矿中含将近3%的铜和约12%的锌;应用铅-铜精矿分选作业的氰化物部分地溶解了金、银、铜等,使     

细粒嵌布铜铅锌矿石的浮选工艺试验研究

针对某多金属硫化矿中铜铅锌矿物共生关系密切和嵌布粒度细的特性,采用铜铅混合浮选-铜铅精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿选锌的浮选流程进行了系统的工艺条件试验,成功地实现了铜铅锌的分选,获得了铜品位和铜回收率分别为21.05%和86.71%的铜精矿、铅品位和铅回收率分别为63.94%和79.98%的铅精矿及锌品位和锌回收率分别为55.96%和84.50%的锌精矿,为合理开发该矿石资源提供了试验依据。