铜锌矿选矿试验研究与生产实践

针对某铜锌矿石中铜、锌品位相对较低,硫品位偏高,且采用铜锌混合浮选—铜锌再分离工艺选别指标较差的现状,研究了黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿的浮选特性分选条件适宜的药剂制度,提出了采用“优先选铜—铜尾选锌—锌尾再选硫”的工艺流程。生产实践证明,采用该工艺流程,获得了较好的选别指标,有效地降低了铜精矿和锌精矿的互含。     

改进工艺提高锌回收率的生产实践

红透山铜矿选矿厂用部分混合浮选流程处理黄铁矿型铜锌硫化矿石。多年来锌选矿回收率一直较低,其原因是:1、磨矿细度不够,闪锌矿单体解离度仅为63.31～77.79％;2、闪锌矿在铜硫混合浮选中大量上浮,造成33.66～36.26％的损失;3、锌浮选工艺条件不够完善,作业回收率只有66.54～70.11％,尾矿损失高达19.05—22.2％;4、部分铁闪锌矿的存在和大量的磁黄铁矿使锌硫分离浮选具有一定的难度,产生废品锌精矿,影响锌回收率的提高。     

白银厂火焰山铜锌矿石工艺矿物学研究

以白银厂火焰山铜锌矿石为研究对象,进行工艺矿物学研究。结果表明:原矿石中含铜0.26%,含锌3.58%,含硫21.20%;矿石为原生硫化矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为闪锌矿,少量黄铜矿等。综合样中粒度小于0.074 mm的黄铁矿占40%,闪锌矿占35%,黄铜矿占60%。该矿石由于高硫低铜锌、黄铜矿及闪锌矿与黄铁矿间嵌布关系密切、细粒级黄铜矿占有率较高等因素致使黄铜矿、闪锌矿较难与黄铁矿分离,且铜锌不能有效分离。结合工艺矿物学研究内容,最终确定铜锌混选-粗精矿再磨精选的工艺流程,获得的锌精矿含锌42.89%,锌回收率78.34%。     

巯基乙酸钠在锌硫分离中的应用

江西荡坪钨业有限公司宝山矿区为夕卡岩白钨多金属硫化矿,矿山选厂现有的浮选工艺流程中使用了氰化钠以改善硫锌分离效果,但该有氰工艺属于国家明令淘汰的落后工艺。对该矿的锌硫分离分别采用了单一氧化钙、添加氰化钠和添加巯基乙酸钠抑制磁黄铁矿、黄铁矿的比较试验;完成了使用巯基乙酸钠在高pH矿浆中用硫酸铜活化闪锌矿,以石灰作为磁黄铁矿、黄铁矿的抑制剂,辅之以巯基乙酸钠的小型闭路试验及工业生产试验,获得了锌精矿品位45.10%、回收率94.39%的选矿指标;该锌硫精矿的无氰分离工艺符合国家环保要求。     

提前充气搅拌强化锌硫分离的生产实践

吴县铜矿处理铜、铅、锌、黄铁矿矿石、选矿工艺流程是:矿石磨细后,先进行铜铅混选,这时用石灰调浆,并添加硫酸锌、并硫酸钠和少量氰化物作为锌、硫的抑制剂、铜铅浮选的尾矿(即闪锌矿+黄铁矿)再用石灰调浆,加硫酸铜活化并用丁黄药捕收选锌,尾矿就是黄铁矿精矿。由于黄铁矿、磁黄铁矿量大,给锌硫分离带来困难,造成锌精矿含铁超标而降级。为强化锌硫分离,研究采用了提前充气搅拌、扩大锌硫可浮性差异的工艺,研究中发现,在药剂(pH、CuSO_4、丁黄药、松油)条件相同的情况下,不充气搅拌14分钟(选厂搅拌槽搅拌时间为14分钟),粗精矿中     

高效选择性锌捕收剂TMA在内蒙某锌硫矿的浮选试验研究

内蒙某锌硫矿含锌2.83%,硫22.48%。原矿嵌布粒度细,黄铁矿可浮性好,致使锌硫分离困难。使用TMA作为浮选闪锌矿的捕收剂,采用优先选锌,尾矿选硫工艺,有效解决了锌硫分离,获得锌精矿含锌48.18%,回收率88.18%,硫精矿含硫40.21%,硫回收率83.19%的较好选矿指标。为矿山生产提供了科学依据。     

铁在硫化锌精矿加压浸出过程中的行为

在锌精矿加压浸出过程中,磁黄铁矿先于闪锌矿溶出,溶出的铁作为“载氧体”加速锌溶出,与其结合的硫则被氧化成元素硫。黄铁矿溶出滞后于闪锌矿,但能与闪锌矿构成原电池,促进锌溶出,结合的硫被氧化成硫酸根。随着过程酸度的下降,铁离子将水解成赤铁矿或矾类进入浸出渣。     

含金银高硫微细粒铜锌矿石浮选工艺试验研究

某含金银高硫微细粒铜锌矿石中有用矿物粒度微细,黄铜矿与闪锌矿、方铅矿、毒砂关系密切,且硫高达21.44%。针对该矿石性质特点,试验探索了铜锌优先浮选、铜锌等可浮浮选、铜锌硫等可浮浮选、铜锌混浮—铜锌精矿再磨—铜锌分离、铜锌硫混浮—精矿再磨—铜锌硫分离等5种选别流程。试验结果表明:铜锌硫混浮—精矿再磨—铜锌硫分离流程适宜处理该矿石,其技术指标较好;同时,硫精矿(金银粗精矿)采用湿法工艺进行处理,也取得了良好的技术指标。     

组合抑制剂CCSL浮选分离PbS、ZnS与单斜Fe1-x S的研究

进行了组合抑制剂CCSL分离方铅矿、闪锌矿与磁黄铁矿的浮选研究.单矿物浮选实验结果表明,浮选过程添加该组合抑制剂时,磁黄铁矿基本不浮,而方铅矿与闪锌矿的可浮性很好.方铅矿与磁黄铁矿混合矿浮选实验结果表明,添加该组合抑制剂时,方铅矿的浮选回收率可达90%以上,而磁黄铁矿基本不浮,从而很好地实现两种矿物的分离;闪锌矿与磁黄铁矿混合矿浮选实验结果表明,添加该抑制剂时也能实现两种矿物的分离,但分离效果不及方铅矿与磁黄铁矿.X射线光电子能谱、红外光谱、Zeta电位测试表明,CCSL处理后的磁黄铁矿表面的醋酸根吸附不是单纯的物理吸附.紫外吸收光谱扫描结果表明,CCSL中的醋酸根并没有阻碍磁黄铁矿表面双黄药的生成,磁黄铁矿可浮性下降仅仅是由于醋酸根对其造成的亲水性大于双黄药造成的疏水性.CCSL中的醋酸根既与磁黄铁矿中的Fe3+发生亲合,又与水中的H+形成氢键,最终增强了磁黄铁矿的亲水性;而醋酸根对方铅矿和闪锌矿基本没有影响,这是组合抑制剂CCSL能够分离方铅矿、闪锌矿与磁黄铁矿的原因.      

树脂矿浆法提金试验

近年来因处理物质组成复杂或含有大量矿泥的金矿石时遇到了困难。采用氰化浸出时溶液与矿石难以分离,因此,从氰化矿浆中用阴离子交换树脂吸附金是一种新的方法,通过试验取得了较好的效果。 一、试验原料金硫精矿含主要矿物有:黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、石英等。金与黄铁矿关系密切,金颗粒较细,一般在     

巯基乙酸钠在铅锌硫矿分选中的应用

通过对铅锌硫矿石的试验研究,在优先浮铅作业及锌硫分离作业中,添加少量巯基乙酸钠,使黄铁矿、磁黄铁矿得到了有效抑制,实现了铅硫、锌硫的高效分离。试验获得了铅精矿含铅57.52%,铅回收率86.33%、锌精矿含锌49.32%,锌回收率84.87%、硫精矿含硫40.57%,硫回收率69.20%的选矿指标。     

WTM-280塔磨机在某选矿厂的应用

某选矿厂入选矿石为高硫高锌硫化铅锌矿，生产中铅精矿品位不稳定，铅精矿含锌和硫精矿含铅品位较高，铅精矿中损失的锌矿物和硫精矿中损失的铅矿物主要为连生体。检测发现铅硫混合粗精矿解离度方铅矿76.98%，闪锌矿75.04%，黄铁矿81.27%，方铅矿、闪锌矿单体解离度较低。通过在一系列新增一台WTM-280塔磨机对铅硫混合粗精矿进行再磨工业试验及应用，再磨后单体解离度提高到方铅矿82.8%、闪锌矿84.12%、黄铁矿88.09%，选矿指标得到了较好的改善，铅精矿品位提高2.83%，铅精矿含锌降低0.69%，硫精矿含铅降低0.26%，铅回收率高1.41%，锌回收率高0.77%，工业试验取得成功且应用效果显著。     

草分枝杆菌在黄铁矿和闪锌矿表面的选择性吸附研究

研究了草分枝杆菌在不同的影响因素条件下，在黄铁矿和闪锌矿表面的选择性吸附情况。实验结果表明，草分枝杆菌在黄铁矿和闪锌矿表面可发生明显的选择性吸附，在黄铁矿表面的最大吸附率可达到96．99％。而在闪锌矿表面的吸附率均在20％左右；草分枝杆菌在两种矿物表面的吸附在较短的时间内即可达到平衡；pH值是影响草分枝杆菌在两种矿物表面发生选择性吸附的关键因素，pH大于4．95后，选择性吸附现象明显；矿浆浓度超过6g／L和菌液浓度在0．5～4g／L之间利于选择性吸附；温度对吸附效果影响不大。扫描电镜检测结果表明，Mycobacterium Phlei细胞外膜表面的菌丝是重要的吸附位。     

云南某含大量磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

针对原矿中含大量磁黄铁矿的特点,先磁选脱出磁黄铁矿及其它强磁性矿物,再混合浮选方铅矿、黄铜矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿。铜铅混合精矿再进行铜铅分离;浮选尾矿重选回收锡石。该流程方案可获得较好的铜铅锌硫分选指标,其中铜精矿铜品位11.26%,回收率29.25%;铅精矿铅品位45.26%,回收率71.20%;锌精矿锌品位45.97%,回收率83.00%。     

某高铅贫锌多金属矿石选矿试验研究

针对某高铅贫锌多金属矿石铅品位5. 50%、锌品位0. 37%,方铅矿与闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等金属硫化物关系密切,铅、锌分离难度大等特点,进行了重选—重选尾矿快速浮选—浮选尾矿铅、锌分离试验研究。结果表明:在最佳条件下,浮选闭路试验获得了较好指标,实现了铅、锌的有效分离,银铅精矿中铅总回收率96. 11%,银总回收率92. 36%;锌精矿锌品位52. 45%,锌回收率82. 41%;各产品含杂均达到了标准要求,经济效益显著。     

复杂高硫金矿石浮选试验研究

某高硫微细粒金矿石成分复杂,金与硫化矿物以及硫化矿物之间共生关系密切,分选难度大。试验采用工艺方法:亚硫酸钠-硫酸锌复合抑制剂抑制闪锌矿等硫化矿物,优先浮金;浮金尾矿用亚硫酸钠抑制黄铁矿,硫酸铜活化闪锌矿浮锌。试验结果表明,金精矿金品位达65.38%,回收率56.31%;锌精矿锌品位43.73%,回收率78.54%,取得了较好的技术指标。     

青海某铁铜多金属矿石综合回收试验研究

青海某矽卡岩型铁铜多金属矿石中矿物嵌布粒度微细,伴生有闪锌矿、磁黄铁矿等矿物,且易泥化的蛇纹石、橄榄石、绿泥石等脉石矿物含量高。针对该矿石特征,进行了综合回收工艺研究。结果表明:采用铜硫混合浮选-中矿再磨-铜硫分离-弱磁选铁工艺流程,以及采用新型捕收剂和抑制剂相结合,在最佳试验条件下,获得了铜回收率75. 28%、全铁回收率73. 12%的较好指标,且伴生元素锌得到了综合回收。     

硝酸铵活化磁黄铁矿提高硫回收率

红透山铜矿选矿厂的浮选工艺流程是:经过铜硫混合浮选,铜硫分离浮选,得到铜精矿和优质硫精矿;铜硫混选尾矿选锌得锌精矿;选锌尾矿再选硫得次硫精矿和最终尾矿。在上述浮选过程中,易浮的硫矿物(大部份黄铁矿和部份磁黄铁矿),已在铜硫混选循环回收。选锌后进入选硫循环的硫矿物以难浮的磁黄铁矿为主,硫的作业回收率很低,平均45％,小型试验也只能达到50％。为提高硫回收率,进行了添加硝酸铵的试验。     

MZ-3在高铁闪锌矿与黄铁矿分离中的研究与应用

针对某选矿厂铅锌原矿硫铁含量高，黄铁矿活性大，分选指标低，重点研究铁闪锌矿与黄铁矿分离药剂条件，提出中低碱矿浆锌捕收剂MZ-3强化锌硫分离新工艺，扩大试验证明：锌捕收剂MZ-3能在中低碱度下选择性地浮选锌矿物，强化锌硫分离，提高含铟锌精矿品位，并且富集伴生元素铟、银、金，为综合回收创造条件。     

铟和锗的载体锌矿物及黄铁矿的浮选行为差异研究

通过浮选和吸附量试验,研究了丁黄药、丁胺黑药、乙硫氮和硫酸铜对载铟闪锌矿、载锗闪锌矿及黄铁矿的浮选行为的影响。结果表明,在无活化剂和其他试验条件相同时,在3种捕收剂体系中,3种矿物的上浮率在丁黄药和乙硫氮体系中分别达到最高和最低。在丁黄药和丁胺黑药体系中,3种矿物在酸性条件下的上浮率和吸附量都最高,其中黄铁矿载铟闪锌矿载锗闪锌矿;在碱性条件下,3种矿物的可浮性和对捕收剂的吸附量都明显地下降。在乙硫氮体系中,3种矿物在6p H8的条件下可浮性最好,在强酸和强碱条件下都受到了强烈的抑制,并且在整个p H范围内对乙硫氮的吸附量都很小。添加活化剂硫酸铜后,载铟和载锗的闪锌矿的上浮率明显地提高,黄铁矿反而受到了一定的抑制,上浮率大小顺序是:载锗闪锌矿载铟闪锌矿黄铁矿。铜离子的吸附量试验表明,同等条件下,载锗闪锌矿和黄铁矿对铜离子的吸附量分别为最大和最小。高碱条件同样不利于铜离子的吸附。载铟和载锗闪锌矿表面的丁黄药和丁胺黑药的吸附量与铜离子的吸附量成正比,而铜离子的添加反而降低黄铁矿表面对丁黄药和丁胺黑药的吸附量。活化后的3种矿物在整个p H范围内对乙硫氮的吸附量并没有明显的提高。