提高含银铜的铅锌矿石选矿指标的研究

采用一段磨矿－部分混合浮选－混精铜铅分离、混选尾矿选锌流程及无氰药剂，提高了精矿品位及铜、铅、锌、银回收率。工业试验指标为：铜精矿铜品位由１６．４３％提高到２５．３１％、含铅由２７．８２％下降到１２．６４％；铅精矿铅品位由６３．３２％提高到６５．１０％、含铜由２．８７％下降到０．７２％；锌精矿锌品位由４４．６８％提高到４７．４３％。铜、铅、锌、银回收率分别为７２．５６％、８７．６０％、６７．２６％和８６．２６％，与原工艺相比、分别提高了４６．７０％、２．６２％、１．４８％和７．３３％。新工艺已成功转产，使矿山取得了明显的经济效益。     

河南某银铅多金属矿浮选工艺

研究某银、铜、铅、锌、钼多金属硫化矿的浮选工艺。采用新型铜捕收剂ERAZⅡ，部分优先浮选铜，然后铜铅混合优先浮选．混合精矿再铜铅分离。硫酸铜活化，无氰、无铬浮选锌。Cu，Pb和Zn精矿品位分别为17．09％，53．17％和52．59％，回收率分别为88．24％，79．44％和69．36％，银总回收率80．54％。Cu，Pb，Zn，Ag在尾矿中损失率分别为4．98％，2．31％，8．89％和19．46％。     

氰化尾渣中铅锌分离试验研究

在充分考虑氰化体系中各种金属离子及其络合物对浮选的影响基础上, 以碳酸钠+硫酸亚铁+硫酸锌为锌的组合抑制剂、以乙硫氮作捕收剂, 从铅尾中优先浮铅, 用硫酸铜活化、双氧水破坏游离氰根及其络合物、CMC抑制铅矿物及脉石矿物从铅尾中浮选回收锌, 获得了铅品位为49.93%、含锌5.22%、铅回收率为82.69%的铅精矿和锌品位为48.86%、含铅2.23%、锌回收率为85.75%的锌精矿, 实现了氰渣中铅锌的有效分离。     

甘肃某多金属硫化矿浮选新药剂研究

摘S要SS为解决甘肃某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题,进行了脱硫作业和铜与铅锌分离作业辅助抑制剂T11和TC的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位22.78%,含铅+锌14.30%,铜回收率80.60%;铅锌精矿铅+锌品位39.23%,铅+锌回收率175.16%。与现场药剂制度相比,铜回收率及铅+锌回收率基本相当,铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小,铜精矿铜品位提高1.01%,铅+锌含量降低2.04%;铅锌精矿铅+锌品位提高2.16%。     

提高云南昭通地区铅锌矿铅锌回收率的工艺技术研究

对云南昭通地区铅锌矿选矿工艺进行了研究,该矿原矿含铅２％—５％,锌９％—１４％。原生产技术指标为铅精矿品位４１．９３％、回收率７２．３９％,锌精矿品位５１．２３％、回收率６９．６９％。通过对原矿性质的研究和选矿试验,确定了磨矿粒度为７０％－２００目,改变了生产工艺流程结构,并辅以合适的硫铁矿抑制剂,将原铅、硫分选后的硫精矿进一步扫选,回收部分铅,并增加了硫精矿中回收锌的作业,所得锌粗精矿并入锌精选作业,此工艺流程应用于生产的生产技术指标为：铅精矿品位４２．８０％、回收率８０．８８％,锌精矿品位５３．６４％、回收率８１．０７％。获得了显著的经济效益。     

西藏某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

西藏某铜铅锌多金属矿含铜0.11%、铅0.95%、锌3.95%。为综合回收各有用矿物,进行了详细的选矿工艺研究,最终确定铅锌依次优先浮选工艺流程。闭路试验获得了铅品位61.65%、铅回收率85.44%的铅精矿,锌品位48.09%、锌回收率90.40%的锌精矿。最后还对含铜铅精矿进行了铜铅分离开路试验,获得铜精矿铜品位28.67%、含铅1.21%、铜作业回收率49.23%,铅精矿铅品位72.33%、含铜0.20%、铅作业回收率94.31%的较好指标。     

调整剂在甘肃某多金属硫化矿浮选中的应用

为解决甘肃某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题,对原生产工艺在脱硫作业和铜与铅锌分离作业进行了调整剂T11和TC的应用研究,最终确定在脱硫粗选时添加T11作为调整剂,铜与铅锌分离作业经硫化钠脱药后,采用硫化钠、亚硫酸和TC作为铅、锌组合抑制剂。经闭路流程试验获得了铜精矿铜品位22.78%,含(铅+锌)14.30%,铜回收率80.60%;铅锌精矿(铅+锌)品位39.23%,(铅+锌)回收率175.16%。与现场药剂制度相比,铜回收率及铅+锌回收率基本相当,铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小,铜精矿铜品位提高1.01%,(铅+锌)含量降低2.04%;铅锌精矿(铅+锌)品位提高2.16%。     

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。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。     

金氰化尾渣回收铅银提高精矿品位的试验研究

由于氰渣选铅银原品位下降，铅精矿品位低。对浮选精矿采用高矿浆浓度下添加A剂预先搅拌处理．浮精低浓度再选工艺，可有效消除泡沫发粘的负面影响，提高精矿质量，该工艺投产后铅精品位提高了9．44％，铅回收率提高了12％，银回收率提高了20．17％，全年增效90万元以上，取得了较好的经济效益。     

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿为难选矿,原矿品位低:铜0.11%、铅1.45%、锌1.59%,矿石结构复杂,铜、铅、锌矿交代共生关系密切。针对该矿石特点,采用铜、铅部分混合浮选,浮选铜铅精矿使用新型无氰、无铬、无污染的抑制剂TZ-12抑铜浮铅,使铅、锌、铜得到最大限度的回收,获得铅精矿含铅57.46%、铅回收率85.59%,锌精矿含锌41.05%、锌回收率67.28%的良好效果。     

乌拉尔铜-锌矿石选矿工艺研究结果

介绍了加伊斯克和列特里叶矿床的含黄铁矿的铜-锌矿石的特性、可选性研究结果和选矿厂的扩建计划。研究结果表明，应用半自磨技术，而不是采用常规的破碎-磨矿技术．这样可以提高选矿厂的处理能力。进行了扩大试验，以确定矿石的可磨度。研制了混合-分离浮选流程。预计的选矿指标为：在处理铜品位为1．46％，锌品位为0．46％的加伊斯克矿石时，铜精矿铜品位为15％，铜回收率为85％，锌精矿锌品位为45％，锌回收率为32％。在处理铜品位为3．6％，锌品位为1．2％的列特里叶矿石时，铜精矿铜品位为15％，铜回收率为82％，锌精矿锌品位为45％，锌回收率为45％。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

西藏甲玛铜铅锌多金属矿选矿试验研究与实践

针对1995年现场调试中暴露的铜与铅锌分离困难、三种产品工含高等问题，对互、11类矿样进行了试验研究，并进行了试生产，铜精矿含铜31．269％，铜回收率66．75％；铅精矿品位62．43％．铅回收率66．66％；铅锌混合精矿含锌41．474％、含铅7．717％、含铜1。90％．锌回收率74．6％，铅回收率5．08％。     

某低品位富银铅锌矿选矿试验研究

针对某富银铅锌矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌矿物的现状,采用高效无毒选矿药剂替换氰化钠的药剂制度和优先浮选的工艺流程。与原有氰工艺的生产指标相比,实验室试验指标铅精矿的铅回收率提高5.16%、银品位和回收率分别提高407.28g/t和12.18%,锌精矿中锌回收率也获得了提高。工业应用表明,在原矿铅锌品位降低的条件下,铅精矿中铅回收率得到小幅度提高、银品位和回收率分别提高283.15g/t和7.2%,锌精矿中锌回收率提高0.9%、银品位提高283.15g/t。实现了改有氰药剂为无氰药剂浮选分离铅锌矿的目标。     

大力提高铅锌精矿质量——冶金部召开重点铅锌矿选矿厂工作座谈会

5月8～12日冶金部在湖南桃林铅锌矿召开了全国重点铅锌矿选矿厂工作座谈会。会议交流了近年来加强管理,革新挖潜,提高技术指标的经验;研究了在1981年铅、锌和铅锌混合精矿品位达到65％、55％和50％的水平及其措施。会议认为,通过企业整顿,加强管理,革新挖潜,贯彻精料方针,取得了很大成绩。锌精矿品位比1976年提高了4.4％,锌回收率提高了0.7％;一年综合回收铜近千吨,硫精矿30万吨;不少选矿厂采用无氰或少氰工艺,提高了金银的回收率,一年     

台浮硫化矿浮选分离工艺的研究

采用优先浮选流程，成功分离了台浮硫化矿。在给矿含铜0．97％、铅0．86％、锌3．10％的情况下，获得铜、铅、锌精矿品位分别为25．86％，43．86％，49．55％，铜、铅、锌回收率分别为84．51％，82．24％，84．71％的分选指标，银也得到综合回收。浮选药剂JA，JB是分选台浮硫化矿的关键。     

采用新药剂提高铜铅锌浮选指标试验

为了提高新疆某铜铅锌多金属矿铜铅锌浮选指标,通过浮选试验研究采用了新型药剂酯-8、B6,浮选闭路试验获得了铜品位为22.61%、铜回收率为50.19%的铜精矿,铅品位为52.57%、铅回收率为81.24%的铅精矿,锌品位为55.46%、锌回收率为91.40%的锌精矿,指标良好,比现有生产药剂方案指标铜、铅、锌回收率分别提高了4.63、1.77和1.34个百分点。     

高次生铜难选铜锌矿石分选新工艺研究与实践

本文详述了高次生铜锌矿石的特性，并据此制定了铜离子超前沉淀、ＢＫ组合抑制剂、低碱、无氰分离新工艺。新工艺投人生产已３年，铜、锌精矿品位和回收率分别提高２．３１３％、６．９６％和２．９９％、２２．９８％。并已获得显著的经济效益。