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。     

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。     

某微细粒嵌布铜锌铁多金属矿选矿试验研究

某多金属矿含铜０．３８％、锌４．９６％和铁２３．３４％,其 中主要矿物黄铜矿和闪锌矿嵌布粒度较细,呈稠密浸染分 布.为了高效回收矿石中的有用矿物,开展了系统的选矿试 验研究.结合矿石性质和硫化矿物的自然可浮性,确定了铜 优先浮选 锌硫混合浮选再分离 浮选尾矿磁选回收磁铁矿 的原则工艺流程.闭路试验可获得品位 ２１．９２％ 和回收率 ６２．６６％的铜精矿,以及品位４７．３６％和回收率６３．２８％的锌 精矿;浮选尾矿经磁选 浮选脱硫后,可获得品位６０．０５％和 硫含量０．５２％的铁精矿;同时矿石中的银和铟有价元素也在 铜锌精矿中获得了较好的富集,为该矿石的工业开发提供了 技术支持.     

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%。     

铜锌混合精矿分离组合抑制剂试验研究

试验矿样为广西某选厂铜锌混合精矿,该混合精矿铜锌矿物相互间嵌布粒度细,再次磨矿产生的次生铜离子对闪锌矿具有活化作用。针对该矿样的性质特点,试验采用混合精矿再磨-浮选分离的选矿工艺,研究结果表明,新型抑制剂DT与硫酸锌组合能有效除矿浆中的铜离子,高效抑制锌矿物。在混合精矿铜品位12.48%,锌品位12.75%的条件下,闭路试验经过一粗二扫一精得到铜精矿铜品位21.75%、铜回收率68.54%,锌品位降至6.88%,实现了铜锌的有效分离。     

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。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

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%.     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

六偏磷酸钠抑锌浮铜分选过程中的微量热动力学机理

在单矿物浮选试验的基础上,结合微量热法和吸附量测试研究了六偏磷酸钠对黄铜矿和闪锌矿的作用效果,旨在从热动力学角度阐释六偏磷酸钠的抑制作用机理,为铜锌硫化矿的高效浮选分离提供依据。浮选试验结果表明：pH=9时,浓度为2×10-4 mol·L-1的六偏磷酸钠对黄铜矿与Cu2+活化后的闪锌矿有较好分离效果,与不添加六偏磷酸钠相比,黄铜矿浮选回收率由95.15%小幅降至90.77%,而Cu2+活化后的闪锌矿浮选回收率则由85.13%大幅降低至28.51%。微量热测试结果表明,乙硫氮在黄铜矿和Cu2+活化后的闪锌矿表面吸附过程的表观活化能分别为36.95 kJ·mol-1和57.28 kJ·mol-1,经六偏磷酸钠作用后,乙硫氮在两种矿物表面吸附的表观活化能分别升高了13.07%,37.08%,而表观活化能差值则显著升高了80.72%。这表明乙硫氮更容易在黄铜矿表面吸附,六偏磷酸钠可以显著增大了乙硫氮在Cu2+活化后的闪锌矿表面的吸附难度,而对乙硫氮在黄铜矿表面的吸附影响较小,从而扩大两者的可浮性差异,吸附量测试结果也支持了这一结论。     

低碱环境下氯化铵强化铜活化闪锌矿的机理

通过单泡浮选、锌溶出量测定、铜吸附量测定以及XPS检测,研究了低碱环境下氯化铵强化铜离子活化闪锌矿浮选的机理。单泡浮选结果表明,低碱下氯化铵能够强化闪锌矿的铜活化浮选。锌溶出量测定结果显示,氯化铵能够促进闪锌矿表面的锌离子溶出;铜吸附量测定表明,加入氯化铵后闪锌矿表面的铜吸附量和吸附速率均显著提高;XPS分析结果显示,随着体系中氯化铵加入量增加,处理后的闪锌矿表面铜硫化物含量升高,氢氧化物含量降低。提出氯化铵强化闪锌矿铜活化机理为：铜氨配离子对铜离子的储存和释放可以维持溶液中较高的铜离子浓度,从而促进铜锌离子的交换活化;溶液中的氨分子能够促进闪锌矿表面氢氧化锌的溶解,进而促进氢氧化铜吸附和转化为铜硫化物活化过程的进行;锌氨配合反应能够促进闪锌矿表面铜锌离子的交换过程,增加表面铜吸附量。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

乳清蛋白对铜离子活化铁闪锌矿的抑制作用

铜离子活化的锌矿物易浮难抑,导致铜锌共生硫化矿浮选分离成为选矿领域的一个难题,添加络合剂是抑制铜离子对锌矿物活化的有效手段。以乳清蛋白作为铜离子络合剂,考察其对铜离子活化铁闪锌矿及阻止铜离子活化铁闪锌矿的抑制效果,并用X射线光电子能谱、红外光谱及动电位分析相关机理。浮选试验结果表明,加入乳清蛋白后被铜离子活化铁闪锌矿的回收率由44.69%降到了2.56%。X射线光电子能谱和红外光谱等检测结果表明,乳清蛋白在碱性矿浆条件下分解成氨基酸,形成典型的弱场强配体,并通过络合作用与矿浆中的铜离子紧密结合。同时,乳清蛋白会以化学吸附的方式覆盖在铁闪锌矿表面,阻碍铁闪锌矿表面的硫离子与铜离子氧化还原反应的进行,从而防止铜离子活化铁闪锌矿。     

细粒难选铜锌矿石选矿工艺研究

某细粒难选铜锌矿石原矿含铜0.95%,含锌8.65%,采用抑锌浮铜工艺进行铜锌分离,选铜闭路试验经过一次粗选、两次扫选、铜粗精矿再磨至-38μm含量83.57%后三次精选,获得含铜22.39%、回收率58.63%的铜精矿,选铜尾矿选锌闭路试验经过一次粗选、两次扫选、三次精选,获得含锌53.62%、回收率94.86%的锌精矿,有效地实现了铜锌分离。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

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。     

全尾砂膏体性能试验研究

通过探究在不同膏体浓度和灰砂比条件下,白岭铜锌矿全尾砂膏体流变特性和强度性能的变化,确定膏体浓度和灰砂比对于膏体性能的影响。通过极差分析得出二者对于膏体性能影响的主次关系,指导确定膏体配比的合理范围,并建立了二者与膏体性能参量之间的回归方程。试验结果表明：在膏体浓度为75%~77%、灰砂比为0.04~0.12的条件下,膏体浓度对于膏体流变性能的影响大于灰砂比,而灰砂比是膏体强度的主要影响因素。根据白岭铜锌矿的实际要求及室内试验结果,结合浓度和灰砂比与膏体性能参量的回归关系,最终为白岭铜锌矿推荐出既能满足流动性要求又能满足强度要求的最佳膏体浓度为77%,灰砂比为0.05,为该高速公路下方浅埋矿体的开采提供安全可靠的技术保障。     

西藏某复杂铜锌硫化矿选矿试验

在对西藏某复杂难选铜锌硫化矿进行矿石性质分析的基础上,按优先浮铜再选锌的原则流程首先分别进行了铜、锌矿物粗选及精选工艺技术条件研究,然后进行闭路流程试验,获得了铜品位为20.10%、回收率为70.26%、含银90.20 g/t的铜精矿,锌品位为42.33%、回收率为75.35%、含银14.80 g/t的锌精矿,铜锌分离效果较好,但富集在铜精矿、锌精矿中的银回收率有待提高。