铜铅硫化矿混合精矿浮选分离研究现状

铝土矿选矿工艺,铝土矿选矿方法,如何提取氧化铝

金属铝是世界上仅次于钢铁的第二重要金属，1995年世界人均消费量达到3.29kg。由于铝具有比重小、导电导热性好、易于机械加工及其他许多优良性能，因而广泛应用于国民经济各部门。全世界用铝量最大的是建筑、交通运输和包装部门，占铝总消费量的60%以上。铝是电器工业、飞机制造工业、机械工业和民用器具不可缺少的原材料。 一、种类分布 中国铝土矿除了分布集中外，以大、中型矿床居多。储量大于2000万t的大型矿床共有31个，其拥有的储量占全国总储量的49%;储量在2000～500万吨之间的中型矿床共有83个，其拥有的储量占全国总储量的37%，大、中型矿床合计占到了86%。 基本类型亚类型主要分布地区 一水型铝土矿1）水铝石-高岭石型（D-K型） 山西、山东、河北、河南、 贵州 一水型铝土 矿 2）水铝石-叶蜡石型（D-P型）河南 一水型铝土 矿 3）勃姆石-高岭石型（B-K型）山东、山西一水型铝土 矿 4）水铝石-伊利石型（D-I型）河南 一水型铝土矿5）水铝石-高岭石-金红石（D-K- R型） 四川 三水型铝土 矿 三水铝石型（G型）福建、广西 二、消费前景 国际氧化铝市场：2005年全球氧化铝产量6064万吨,消费量6153.5万吨,略有缺口。2006年底投产的在建氧化铝项目总规模为1482万吨,至今拟建的氧化铝项目总规模已达到3952万吨。 国内氧化铝市场：2006年-2010年,全国电解铝需求量按照平均7.8%的增长速度, 2010年国内原铝需求量达到880万吨左右。2011-2020年,电解铝需求量以5%的速度增长,预计2020年需求量将达到1430万吨左右。 截止目前，中国平均每月铝土矿进口量为161.3 万吨，这反映了中国氧化铝生产商对进口矿的依赖程度大大增加。进口铝土矿中，从印尼进口的铝土矿为103.5 万吨，占进口总量的近64%。我们认为铝土矿进口过度集中，加大了国内

硫化铜镍矿熔炼的概述(一)

书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 硫化铜镍矿熔炼的概述（一） 闪速熔炼是火法炼镍的熔炼新技术,它克服了传统熔炼方法未能充分利用粉状精矿的巨大的表面积和矿物燃料的缺点，大大减少了能源消耗，提高发硫的利用率,改善了环境。闪速熔炼有奥托昆普闪速炉因科纯氧闪速炉两种形式。目前国内外有5 台奥托昆普型镍闪速炉在运转(见下表)，因科型闪速炉炼镍仅作过试生产，但因镍在锍渣两相分配比较低（约65%），故一直未做工业应用。 下继续完成造锍与造渣反应,熔锍与溶渣在沉淀池进行沉降分离,熔渣流入贫 化处理后弃,熔锍送转炉炊炼进一步富集成镍高锍。熔炼产出的SO2 烟气经余热锅炉、电收尘后送制酸系统。典型的工艺原则流程如图1 所示。[next] 闪速熔炼系统包括熔炼、转炉吹炼等高温熔炼主系统和物料制备、配料、氧气制取、供水、供风、供电、供油以及炉渣贫化等辅助系统。有关生产过程简要说明如下：（1）精矿干燥。选矿精矿一般含水8%～10%,进入闪速炉前不少国家要进行干燥。金川公司的精矿干燥采用“三段式”干燥方式,即回转窑、鼠笼、气流三段干燥。在回转窑去除30%的水,鼠笼去掉40%的水,气流干燥去掉30%的水，得到的干精矿含水在0.3%以下,并要求粒度为-0.074mm 的碱于80%以上。（2）粉煤与熔剂的制备。粉煤与熔剂的制备大到相同。煤经粗碎后,进球磨机并通入热风,磨细的煤由热风吹出分级后使用,不合格粗粒返回再磨。石英熔剂 加入球磨机后不通热风,直接用机械转换的热能把水分烘干破碎即可。 （3）返料。闪速炉系统的自产冷料块经颚式破碎、圆锥破碎后分别送闪速 炉贫化区和转炉进行处理,以回收其中的有价金属及控制转炉温度。（4）氧气制备。采用富氧鼓风可减少燃料的消耗,甚至实现自热熔炼。金川公司闪速炉配备

岩浆型铜镍硫化物矿床

岩浆型铜镍硫化物矿床 摘要：岩浆型铜镍硫化物矿床是典型的岩浆熔离矿床，是赋存镍、铜和铂族元素的主要矿床类型。本文主要从铜镍硫化物矿床的分类及成矿地质背景方面对该类型矿床的研究现状进行了阐述，同时也对铜镍硫化物矿床国内外勘探成果及研究新进展，成矿机理，成矿作用等进行了简单的分析，并根据典型矿床研究建立矿床地质概念模型。关键词：岩浆型铜镍硫化物矿床地质背景成矿规律地质概念模型 岩浆型铜镍硫化物矿床作为典型的岩浆熔离矿床，是赋存铜、镍及铂族元素的重要矿床类型，无论从工业意义上的矿产开发，还是从矿床理论上的成矿研究和找矿预测方面，它都一直受到国内外矿业界及学术界的普遍关注。加强对该类型矿床成矿特征、成矿规律的研究, 为成矿预测和找矿勘探工作提供理论基础, 并有效地指导地质找矿, 具有重要的理论及经济意义。 1、岩浆型铜镍硫化物矿床的研究现状 20 世纪90 年代以来，随着地球科学及相关学科的深入发展，人们对该类矿床的研究己经开始走向了多学科的联合探索，并在逐步走向宏观扩大、微观细化的深入研究。以下几个方面反映了其研究现状和进展。 1）岩浆型铜镍硫化物矿床的分类 岩浆铜镍硫化物矿床的分类很多，但现今影响较广的分类，其分

类依据多为“构造岩石组合”，代表性的分类有AnthonyJ.Naldrett 的分类方法。汤中立对我国的岩浆硫化物矿床划分4 类，简单介绍如下： （1）古大陆内的小侵入体矿床 这类矿床一般发育在古大陆边缘，形成于古大陆裂解时期，我国的这类矿床主要形成于元古代。与小侵入体有关的成矿作用，即为小侵入体成矿，这是侵入岩体的主要成矿方式，如金川、赤柏松、铜硐子、小南山等。 （2）与大陆溢流玄武岩有关的侵入体矿床 与大陆溢流玄武岩有关的侵入体矿床是指地史时期与大规模大陆溢流玄武岩喷出相关的岩浆侵入成岩成矿，这种方式的特点之一就是它们通常侵入到溢流玄武岩内或溢流玄武岩附近的围岩中，如白马寨、大坡岭等。 （3）造山带内小侵入体矿床 这类矿床发育在造山带内，一般形成于碰撞造山后的驰张时期，我国的这类矿床主要形成于华力西期。其成矿机制和古大陆内小岩体矿床基本相似。如喀拉通克矿床。 （4）蛇绿岩型矿床 蛇绿岩岩石组合由下而上一般包括超镁铁杂岩、辉长质堆积杂岩、镁铁质席状岩墙杂岩和镁铁质火山杂岩（含枕状构造）4 部分，不同部位的成矿作用不尽相同，通常成矿是在洋壳的生成和迁移阶段，由于构造侵位而以残片被保留于造山带中。该类矿床包含元古代

铝土矿选矿简介

铝土矿选矿简介 铝土矿是氧化铝生产以及铝硅耐火材料的主要原料，铝土矿的主要化学成为：Al2O3、SiO2、Fe2O3、TiO2、K2O、Na2O、CaO、MgO等，主要物相成分为：一水硬铝石、高岭石、伊利石、叶腊石、赤铁矿、水针铁矿、金红石、锐钛矿、方解石等。其物相中的矿物成分为一水硬铝石，脉石为高岭石、伊利石、叶腊石、赤铁矿、水针铁矿、金红石、锐钛矿、方解石等。矿山产出的铝土矿Al2O3含量为45%—75%，SiO2含量为2%-35%，铝土矿成分中Al2O3含量与SiO2含量的比值称为铝硅比(A/S)，铝硅比(A/S)是氧化铝生产用铝土矿的重要指标。 在氧化铝生产过程中，随着铝土矿中SiO2含量的升高，生产成本不断增加，因而氧化铝生产用铝土矿要求铝土矿的铝硅比(A/S)不能低于4.5。但矿山开采的矿石中，仅有大约60%的矿石才能达到氧化铝生产的要求，其余40%需要通过选矿的方法脱除大部分的高岭石，以提高矿石的铝硅比(A/S)，达到氧化铝生产的要求。 铝土矿选矿的原理是利用铝土矿中矿物（一水硬铝石）与脉石（高岭石为主）微粒表面特性的细微差异，先通过对矿物的破碎、研磨使矿物与脉石物理解离，形成悬浮矿浆，然后加入选矿药剂捕收一水硬铝石，并通过气泡把矿石中的一水硬铝石分离出来，从而达到脱除脉石（高岭石为主）的目的。 铝土矿选矿工艺过程分为：矿石破碎与均化、矿浆磨制、矿浆浮选、精矿尾矿浆浓缩、精矿尾矿脱水等过程。矿山运输进厂的矿石首先进行破碎与均化，均化的矿石存放在干矿棚中；干矿棚中的矿石首选经过高压辊磨的预磨使其矿石颗粒达到3mm以下，然后定量送入湿法球磨机进行矿浆磨制，磨制后的合格矿浆称为浮选原矿浆；浮选原矿浆送入广益达集成浮选系统进行分选，原矿浆被浮选系统分选为精矿浆与尾矿浆，精矿浆要求A/S不能低于5.0，尾矿浆A/S不能高于1.5，在原矿A/S为 2.0-2.5时，精矿产出率为50—60%；精矿、尾矿浆需要送入精矿、尾矿浓缩槽进行浓缩，以脱除80%的水分，浓缩后的精矿、尾矿浆含水率为50—60%，浓缩后的精矿、尾矿浆还需要通过压滤机进行压滤，脱

铅锌矿的浮选方法

铅锌矿的浮选方法(一） 铅锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。铅锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。在铅锌矿中铅工业矿物有11 种，锌工业矿物有6 种，以方铅矿、闪锌矿最为重要。方铅矿的化学式为PbS ，晶体结构为等轴晶系，硫离子成立方最紧密堆积，铅离子充填在所有的八面体空隙中。新鲜的方铅矿表面具有疏水性, 未氧化的方铅矿很易浮选，表面氧化后可浮性降低。黄药或黑药是方铅矿的典型的捕收剂，黄药在方铅矿表面发生化学吸附，白药和乙硫氮也是常用捕收剂，其中丁铵黑药对方铅矿有选择性捕收作用。重铬酸盐是方铅矿的有效抑制剂，但对被Cu 2+ 活化的方铅矿，其抑制效果下降。被重铬酸盐抑制过的方铅矿，很难活化，要用盐酸或在酸性介质中，用氯化钠处理后才能活化。氰化物不能抑制它的浮选, 硫化钠对方铅矿的可浮性很敏感，过量硫离子的存在可抑制方铅矿的浮选；二氧化硫、亚硫酸及其盐类、石灰、硫酸锌或与其它药剂配合可以抑制方铅矿的浮选。 闪锌矿的化学式为ZnS ，晶体结构为等轴晶系, Zn 离子分布于晶胞之角顶及所有面的中心。S 位于晶胞所分成的八个小立方体中的四个小立方体的中心。高锰酸钾浓度为４～６× 10 -5 摩尔/ 升时对活化的闪锌矿有较强的抑制作用，浓度偏高时却使其良好浮游。其作用机理为：高锰酸钾浓度低时与闪锌矿表面活化膜及表面晶格离子反应生成的金属羟基化合物起抑制作用并使黄药脱附，浓度高时则在矿物表面发生氧化还原反应生成大量元素硫。 氰化物可以强烈的抑制闪锌矿, 此外硫酸锌、硫代硫酸盐等都可以抑制闪锌矿的浮选。 黄铁矿是地壳中分布最广的硫化物，形成于各种不同的地质条件下，与其他矿物共生。黄铁矿能在多种稳定场中存在是因为Fe 2+ 的电子构型，使它进入硫离子组成的八面体场中获得了较大的晶体场稳定能及附加吸附能。因此，黄铁矿可形成并稳定于各种不同的地质条件下。 除了黄铁矿的晶体结构、化学组成、表面构造等因素对其可浮性有影响之外, 许多研究也表明，黄铁矿的矿床成矿条件、矿石的形成特点、矿石的结构构造等因素也有影响。石透原对日本十三个不同矿床的黄铁矿的化学分析结果指出，各矿样的S/Fe 比值大都在1.93 ～2.06 范围内波动，S/Fe 比愈接近理论值2 ，则黄铁矿可浮性愈好。陈述文等对

处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺的制作流程

图片简介: 本技术介绍了一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，属于金属矿物加工技术领域。该碎磨工艺的具体工艺步骤为：半自磨→湿式筛分→顽石破碎→旋流分级→球磨分级。本技术使用半自磨设备进行破碎，改变了矿石原有的破碎方式，简化了生产流程，与传统硫化镍铜矿石的碎磨工艺相比，磨矿产品粒度稳定，粒级分布更合理，减少了金属矿物的过度粉碎，减轻了铁质对有用矿物的污染，为浮选创造了更加有力的条件，使适合浮选工艺富集回收的74～ +10μm粒级含量增加14%，而不适宜浮选工艺处理的10μm粒级含量减少约5%；设备台数少，生产成本低；减少了矿石在生产环节中的来回倒运，避免了粉尘对职工作业环境的污染，降低了人员职业病风险。 技术要求 1.一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，其特征在于，包括以下步骤： （1）半自磨：将镍铜硫化矿石在井下经初步破碎至粒度≤250mm后，使用皮带运输机给 入半自磨机进行磨矿，产出半自磨机排矿，该半自磨机排矿为重量百分比浓度65-70%的 矿浆； （2）湿式筛分：将步骤（1）中的半自磨机排矿自流给入湿式筛分机进行筛分，筛上为 难以磨碎的顽石，筛下为细粒产物，该细粒产物中粒度≤6mm的矿粒占比80-90%；

（3）顽石破碎：将步骤（2）中顽石由皮带运输机给入顽石破碎机进行破碎，给矿量46-92吨/时，产出粒度≤15mm的破碎产品，该破碎产品通过皮带运输机返回半自磨机进行循环磨矿； （4）旋流分级：将步骤（2）中细粒产物泵入水力旋流器进行分级，旋流器压力为0.7-0.75Mpa，产出溢流矿和沉砂，溢流矿自流至搅拌槽，添加浮选药剂并搅拌均匀后作为浮选的原料； （5）球磨分级：将步骤（4）中沉砂自流给入球磨机进行磨矿，球磨机磨矿介质充填率为30-35%，排矿产品为重量百分比浓度58-65%的矿浆，该排矿产品泵入水力旋流器进行分级。 2.如权利要求1所述的一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，其特征在于，步骤（1）中，磨矿时，所述给矿量为460吨/小时，磨矿浓度75 %，磨矿功指数为15.9-17.65Kwh/t，磨矿介质充填率为8-15%，磨矿给水水压为0.35-0.45Mpa。 3.如权利要求1或2所述的一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，其特征在于，步骤（4）中，所述溢流矿为重量百分比浓度25-27%的矿浆，该矿浆中粒径为0.074mm的矿粒占比70-75%；沉砂为重量百分比浓度65-75%的矿浆，该矿浆中矿粒粒径≤6mm。 技术说明书 一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺 技术领域 本技术涉及金属矿物加工技术领域，具体涉及一种新的矿石碎磨工艺，特别涉及一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺。 背景技术

铝土矿选矿技术

书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 铝土矿选矿技术 铝土矿选矿起步于上世纪70 年代,刚开始是由中南工业大学、北京矿冶研 究总院等单位联合开发的。因为受研究手段的限制,当时大家只是把目光放到了 矿物的单体解离上,虽然试验室完成了回收率93%、产率90%、选精矿a/s 达到13 以上的骄人成绩铝土矿选矿起步于上世纪70 年代，刚开始是由中南工业大学、北京矿冶研究总院等单位联合开发的。因为受研究手段的限制，当时大家 只是把目光放到了矿物的单体解离上，虽然试验室完成了回收率93%、产率90%、选精矿a/s 达到13 以上的骄人成绩，但所得精矿粒度较细，-200#在97% 左右，这样细的精矿粒度使磨矿成本较高，更使选矿后的精矿脱水工作变得难 以进行，因此无法真正地应用于工业生产。 直到上世纪90 年代中期，随着矿物结构研究的深入，铝土矿中富铝连生体 的概念提出后，才使选矿工作真正从研究室走了出来。基于北京矿冶研究总 院、中南工业大学的研究成果，现中铝河南分公司于1999 年在小关铝矿进行 了正浮选工业试验，a64%(a/s 为6.4)的矿石经过正浮选后，其选精矿达到 a70%(a/s 为14)，氧化铝回收率为87%，尾矿a/s 稳定在1.5，精矿粒度有了大的突破，达到-200#小于75%的水平，选后经过的精矿水分在10%。 2001 年，中国长城铝业公司中州铝厂与北京矿冶研究总院、中南大学等单位 再次用河南铝土矿做了进一步的正浮选工业试验，在采用与1999 年原矿成分 相似的矿石时，取得了与1999 年同样的效果;在采用原矿a54%(a/s 为3.5)的原矿时，精矿达到了a65%(a/s 为8)、尾矿石a/s 为1.2 的效果，精矿细度、水分保持在原来的水平。此次试验不但验证了1999 年的结论，而且在工艺流程等 方面有了新的突破。 我国铝土矿具有氧化铝含量高的特点，如果采用拜耳法工艺，在矿石a/s 相

处理铅锌硫化矿常用的浮选工艺

处理铅锌硫化矿常用的三种浮选工艺流程 处理铅锌硫化矿常用的浮选原则流程有优先浮选、混合浮选和等可浮选三种。 无论是采用哪一种流程，都会遇到铅锌分离和锌硫分离的问题，分离的关键是合理低选择调整剂。 由于绝大多数的方铅矿的可浮性较闪锌矿好，所有常用抑锌浮铅的方法。抑锌的药剂方案有氰化物法和无氰法。氰化物法中常以硫酸锌与氰化 使氰化物用量降至20~30g/t，有的甚至降到3~5g/t。经实践证明，不仅降低了药量，而且还提高了铅的回收率。 为了避免氰化物对环境的污染，目前国内外都在推广无氰或少氰法。在铅锌分离工业上用得较多的无氰法有如下几种： 1.浮铅抑锌 （1）硫酸锌+碳酸钠（或硫化钠或石灰）； 某铅锌硫矿采用优先浮选流程，浮铅时曾用ZnSo4+Na2CO3（1.4：1）抑制闪锌矿，与氰化物法相比，铅精矿品位由39.12%提高到41.80%，回收率由74.59%提高到75.60%，锌精矿品位由43.59%，提高到48.43%，回收率由88.54%提高到90.03%。 （2）硫酸锌+亚硫酸盐；

（3）硫酸锌+硫代硫酸盐； （4）氢氧化钠（PH=9.5，用黑药捕收）； （5）单用硫酸锌抑锌； （6）用SO2气体抑锌。 2.浮锌抑铅 （1）石灰； （2）水玻璃； （3）水玻璃+硫化钠。 以上三法当方铅矿氧化严重，可浮性变差时用。 浮铅常将黑药与黄药用或单用选择性好的乙硫氮作捕收剂。国外个别的选厂也将磺丁二酰胺酸（A-22）与黄药混合使用。 由于石灰对方铅矿有抑制作用，当矿石中黄铁矿少时，浮铅用碳酸钠作PH调整剂较有利。原矿中黄铁矿含量较高时，则用石灰作PH调整剂反而较好。因为石灰能抑制伴生的黄铁矿对浮铅有利。 用硫酸铜复活被抑制过的闪锌矿。为了避免硫酸铜与黄药在调浆过程中直接生成黄原酸铜而降低药剂的效力，一般是先加硫酸铜，待搅拌3~5分钟以后，再加入黄药。 当闪锌矿中有易浮的与难浮的两部分时，为了节省药剂，改善铅锌分离指标，可采用以铅为主，铅锌等浮的等可浮流程。

铜镍硫化精矿熔炼流程

铜镍硫化精矿熔炼流程 我国金川公司和新疆阜康冶炼厂（处理喀拉通克铜镍矿鼓风炉熔炼产出的金属化高镍锍）镍生产的原则工艺流程如图2。 由于高镍锍除含镍和硫以外，还含有相当数量的铜,并富集了原料中的狂族金属和贵金属及钴，困此高镍锍的铜镍分离和精炼是镍冶炼工艺中的突出问题,也是多年处理硫化矿的生产关键。在镍冶金发展的早期阶段,通常采用四种方法处理高镍锍，即分层熔炼法、选矿磨浮分离法、选择性浸出法、低压基法。上世纪70年代以来，国内外高镍锍，即镍分离方法较多的优点，应用范围正在逐步扩大。? 分层熔炼法的基本理论依据是：将高镍锍和硫化钠混合熔化,在熔融状态下,硫化铜极易溶解在Na2S中,而硫化镍不易溶解于Na2S中。硫化铜和硫化镍的密度为5300—5800kg/m3,而Na2S 的密度仅为1900kg/m3。当高镍锍和Na2S混合熔化时，硫化铜大部分进入Na2S相，因其中密度小而浮在顶层，而硫化镍因其密度大面留在底层。当温度下降到凝固温度时，二者分离得更彻底，凝固后的顶层和底层很容易分开。为了使硫化铜及硫化镍更好地分离，顶层和底层再分别进行分层熔炼，重新获得分层后的硫化铜和硫化镍,直至满足工艺要求。由于该法工艺过程复杂、劳动条件差，且生产成本高，除个别工厂经革新后仍在使用外，现已基本淘汰。? 利用选矿磨浮分离铜镍—可溶阳极电解传统工艺处理，即：吹炼成高镍锍--转炉渣电炉贫化

--高镍锍磨浮分离--阳极熔炼--电解。该工艺的缺点是生产疚效率低，排入大气的烟气中含硫量高，耗电量大，有价金属的损失大。湿法选择性浸出因其铜镍提取方法不同，大致可分为五种。 (1)硫酸选择性浸出电积法。芬哈贾伐尔塔精炼厂、南非的吕斯腾堡厂均采用这一工艺。但其流程又不完全相同。如芬兰哈贾伐尔塔精炼厂处理的高镍锍成分为（%）：Ni75、Cu15、S7、Co0.7、Fe0.5、Ni/Cu=5。原先采用两段常压浸出，由于镍浸出率低。现已改为三段常压浸出。吕腾堡厂处理的高镍锍成分为(%)：Ni约50、Cu约28、S约22。采用两段加压浸出，电积提铜和电积提镍。这种浸出分离与部分净液相结合的工艺流程比较简单：缺点是电能消耗大，当Ni/Cu比低时选择性浸出效果较差。(2)硫酸选择性浸出氢还原。本工艺与上一工艺相比不同之外在于以加压氢还原取代镍电积。代表性的工厂为1974年投产的美国镍港精炼厂。其流程为高镍锍熔化--水淬--细磨,然后经一段常压浸出和两段加压浸出液经净化后用加压氢还原法制得镍粉。南非英帕拉厂所采用的流程与镍港精炼厂类似,不同之处是采用三段加压浸出。本工艺与上一工艺相比，流程比较简单，但能源消耗都比较多；镍粉售价虽然较高，然而在市场销售上的灵活性不如电解镍。(3)加压氨浸--氢还原法。代表性的工厂有加拿大舍里特公司克莱夫科精炼厂、澳大利亚克威那拉镍精炼厂。克威那拉镍精炼厂原设计处理硫化镍精矿,1974年后改为处理卡尔古利镍冶炼厂的高镍锍。该法的优点是在较低温度和压力下,在碱性介质中浸出,设备的结构和防腐蚀等方面比较容易解决。缺点是消耗大量氨,大部分硫最终氧化成硫酸根；且对含铜量高的原料亦不太适合。(4)盐酸浸出法。代表性工厂有加拿大鹰桥公司在挪威的克里斯蒂安松精煤炼厂的试验工厂。其方法是经细磨后的高镍锍用浓盐酸溶液在约70℃常压下浸出12h,浸出率为98.7%。该法选择性浸出效果很好,提镍能耗出比较低；但设备腐蚀比较严重，现已基本不采用。(5)氯气浸出法。挪威的克里斯蒂安松厂除了曾试验过上述盐酸浸出法外,1975年后又开始试作氯气选择性浸出新工艺，几次改进后,于1981年建成年产（4—5.5）×104t阴极镍的精炼厂。该法的实质是，在110℃下通氯气选择性浸出镍，浸出液经置换脱铜，用碳酸镍中和脱铁，溶剂萃取公离镍钴,分别电积得到阴极镍和阴极钴。在阳极上产生的氯气返回浸出。高镍锍中的铜、硫几乎全部以CuS形态留于浸出渣中。该流程的特点是浸出液体中Ni2+高达230g/L,总的溶液量少,阳极析出的氯气返回利用；与其他工艺相比,流程较为简化。目前世界上用氯气浸出法的还的日本住友新居滨精炼厂。羰基法生产属于气化冶金方法,以加拿大国际镍公司铜崖精炼厂采用的中压法为代表。其高镍锍的成分为(%)：Ni62、Cu14、S2.0、Fe2、Co1,在旋转转炉内用氧气吹至S为0.2%--4%，在180℃、7.2MPa压力下羰基化,产出高纯镍粉及Ni--Fe粉,铜和贵金属富集于残渣中。该法比蒙得法效率高,但不像蒙得法要求原料中不能含硫和铜。高压法虽然比中压法效率要高，但过程要求在200℃、18—20MPa压力下进行,中压法对原料的镍铜比及含硫量量要求比高压法要严格。

辽宁某铜铅锌硫化矿的浮选工艺研究

辽宁某铜铅锌硫化矿的浮选工艺研究 刘亚龙董宗良陈如凤 （南京银茂铅锌矿业有限公司，江苏，南京，210033） 摘要：辽宁某铜铅锌多金属硫化矿各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切，分离难度大, 生产中铜精矿含铅和锌、铅精矿含锌严重超标。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,通过控制矿浆pH值, 选择高效捕收剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物得到了较好的分选。 关键词：复杂铜铅锌多金属硫化矿；铜铅混合浮选；铜铅分离；组合抑制剂 辽宁某矿山现有一规模为120t/d的小型选矿厂，由于矿石中各主要金属矿物嵌布粒度较细、共生关系密切,生产中铜精矿含铅和锌、铅精矿含锌严重超标,造成产品品质不高、销售不畅,最终不得不以铜铅混合精矿这种低价值产品出售,严重地影响了企业的经济效益。新工艺有效地解决了铜铅分离困难和精矿互含严重超标问题,获得了质量优良的铜精矿、铅精矿及锌精矿。 1 矿物性质 1．1 原矿多元素分析 原矿多元素分析结果见表1。 表1 原矿多元素分析结果% 元素Cu Pb Zn TFe S Au* Ag* 含量0.55 1.68 4.15 11.05 10.72 1.0 311 元素 C As Sb CaO MgO Al 2O 3 SiO 2 含量 2.48 0.03 0.13 5.25 6.22 6.35 42.80 *Au、Ag的含量单位为g/t。 1．2 矿石的物质组成 矿石中主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿，少量的辉铜矿、磁铁矿、辉银矿、银黝铜矿、蹄银矿，偶见有自然银及复硫盐类。非金属矿物主要为石英、长石及少量的云母等。 1．3 主要金属的嵌布特征 闪锌矿主要嵌布在黄铁矿的裂缝中，与黄铜矿构成紧密连晶，同时与方铅矿及脉石也构成连晶。多呈半自型—它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。方铅矿与银矿物关系密切，次与黄铁矿、脉石密切，主要是嵌布在黄铁矿的裂缝中，与脉石连晶的也多，多呈半自型—它型粒状，以团快状浸染状，少呈脉状产出。黄铁矿主要呈半自型—它型粒状，碎裂强烈，裂隙发育，常被后期多金属硫化物充填，在矿石中多呈块状或团快状，少呈浸染状，与脉石连生多，次为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿连生。在黄铁矿颗粒间(微裂隙)发现有银矿物，主要为蹄银矿、辉银矿紧密连晶，还有自然银等。主要矿物粒级分布结果见表2 表2 主要矿物粒级分布结果% 粒级/mm 黄铁矿闪锌矿黄铜矿方铅矿〉0.3 11.1 28.9 40.4 / 0.3-0.1 17.5 14.7 19.2 / 0.1-0.074 23.2 12.2 11.8 18.2 0.074-0.037 25.7 18.6 17.2 35.8

岩浆型铜镍硫化物矿床的研究进展

岩浆型铜镍硫化物矿床的研究进展 摘要岩浆型铜镍硫化物矿床是典型的岩浆熔离矿床,是目前镍矿床的主要来源。本文主要从铜镍硫化物矿床的分类及成矿地质背景方面对该类型矿床的研究现状进行了阐述,同时也对铜镍硫化物矿床国内外勘探成果及研究新进展进行了简单的分析。 关键词岩浆型铜镍硫化物矿床;地质背景;玄武岩;地幔柱 镍是重要的有色金属矿产资源之一。镍矿床的形成虽然有多种成矿作用,但以岩浆型铜镍硫化物矿床和红土型镍矿床为主。红土型镍矿床由于其冶炼技术复杂,能耗大,一直未能充分开采利用,因此硫化物型镍矿床仍是目前镍金属的主要来源。岩浆型铜镍硫化物矿床作为典型的岩浆熔离矿床,是赋存铜、镍及铂族元素的重要矿床类型,无论从工业意义上的矿产开发,还是从矿床理论上的成矿研究和找矿预测方面,它都一直受到国内外矿业界及学术界的普遍关注。铜镍硫化物矿床引起了国际地质界和矿业界的广泛关注并成为了地球科学界的热点。 1 岩浆型铜镍硫化物矿床的研究现状 20世纪90年代以来,随着地球科学及相关学科的深入发展,人们对该类矿床的研究己经开始走向了多学科的联合探索,并在逐步走向宏观扩大、微观细化的深入研究。以下几个方面反映了其研究现状和进展。 1)岩浆型铜镍硫化物矿床的分类 岩浆铜镍硫化物矿床的分类很多,但现今影响较广的分类,其分类依据多为“构造岩石组合”,代表性的分类有AnthonyJ. Naldrett[1]的分类方法,具体描述如表1。 汤中立[2]对我国的岩浆硫化物矿床划分4类,简单介绍如下: (1)古大陆内的小侵入体矿床 这类矿床一般发育在古大陆边缘,形成于古大陆裂解时期,我国的这类矿床主要形成于元古代。与小侵入体有关的成矿作用,即为小侵入体成矿,这是侵入岩体的主要成矿方式,如金川、赤柏松、铜硐子、小南山等。 (2)与大陆溢流玄武岩有关的侵入体矿床 与大陆溢流玄武岩有关的侵入体矿床是指地史时期与大规模大陆溢流玄武岩喷出相关的岩浆侵入成岩成矿,这种方式的特点之一就是它们通常侵入到溢流

铅锌混合精矿分离技术

铅锌混合精矿分离技术 在铅锌（硫）矿石浮选中，混合浮选和等可浮选流程占有相当比重。 混合浮选适用于铅锌含量不高、硫化矿物共生关系密切、嵌布较细以及磨矿时从脉石矿物中解离出的硫化矿物易成连生体的矿石，其主要优点是节能。等可浮流程的突出特点是充分利用矿物天然可浮性差异，因此避免了优先浮选和混合浮选物可浮性不加区别地强行抑制或强行活化的缺点，比较适应矿石性质的变化。近年来，等可浮流程在我国获得了引人注目的发展。 在混合浮选和等可选浮流程中，混合精矿分离是关键作业，国内、外选矿工作者进行了广泛的研究，制定了多种生产上行之有效的分离方法，主要方法见表1。下面择要介绍混合浮选精矿和等可浮选精矿分离方法的新近进展。 表1 铅锌（硫）混合精矿的主要分离方法 第一部分混合浮选精矿的分离 一、硫酸锌-亚硫酸盐法 瑞典津克格鲁万铅锌选矿厂采用该法分离混合精矿的日处理能力平均2500吨，以铅锌混合浮选-铅锌分离流程进行生产。目前年产锌精矿11.3万吨，铅精矿1.3万吨。

根据铅锌嵌布粒度微细的特点，该厂采用了混合浮选精矿多段细磨多段精选工艺流程（用硫酸盐抑锌浮铅）。其概况如下。 分级溢流加硫酸铜活化锌，用硫酸调节矿浆pH值在8以下，用戊黄药和异丙基黄药混浮铅锌。铅锌混合精矿再磨后，用氢氧化钠调节矿浆pH到10.6，加硫酸锌和亚硫酸钠抑制闪锌矿，以少量异丙基黄药浮方铅矿得铜粗精矿。选矿指标如表2，药剂消耗如表3。 表2 铅锌选矿指标（%） 表3 药剂消耗 二、石灰-硫酸锌法 凡口铅锌矿曾采用全浮铅、锌、硫，然后用石灰-硫酸锌组合抑制剂抑锌、硫浮铅，再加少量硫酸铜活化锌，以石灰抑制黄铁矿使锌、硫分离，分别得到铅、锌、硫三个精矿。流程和药剂详见图1。该流程的优点是节能，选矿指标较好，药剂品种和流程结构较简单，操作管理也较方便。 三、石灰法 山东某矿是一个含有金、银、铅、锌、硫的多金属复合矿床。原矿含（克/吨，%）：Au4.85、Ag27、Pb0.92、Zn1.54、S4.54。金属矿物主要为黄铁矿、闪锌矿和方铅矿，脉石主要为石英和长石等。 长沙研究院针对该矿石中存在两种不同含金量的黄铁矿的特点，为选厂设计提供了全浮-高碱度分离浮选流程，既先全浮硫化矿，然后在石灰造成的高碱度介质中从全浮精矿内分离出含金低的黄铁矿，从而在获得富集有金银的较高品位的铅锌混合精矿（符合密闭鼓风炉冶炼的要求）的同时，产生一个硫高金低的硫精矿。

华南某铜铅锌矿浮选工艺研究_叶从新

2010年第1期·· 由于我国国民经济迅猛发展，工业生产和民用生活对有色金属的需求与日俱增，刺激了有色金属矿业界相关产业的迅速发展和选矿技术不断提升。 广东某铜铅锌矿具有较高的回收利用价值，受广东某矿业发展有限公司的委托，湖南有色金属研究院对该矿进行浮选工艺研究，其目的是为今后产业化生产，合理利用国家有限的、不可再生的矿产资源，提供选矿厂建厂的设计依据。 1 工艺矿物学研究 1.1 试样多元素分析 试样多元素分析结果列于表1。 华南某铜铅锌矿浮选工艺研究 叶从新1，李碧平1，薛峰2，罗新民1 （1.湖南有色金属研究院，长沙410015；2.湖南宝山矿业有限公司，湖南桂阳423000） 摘要：从试样的工艺矿物学研究入手，在查明试样化学成分、矿物组成、结构构造、粒度特性、嵌镶关系和 赋存状态的基础上，依据矿石性质进行了探索性试验以确定试验方案。然后进行了详细的条件试验，确定最佳的工艺参数，并以闭路试验进行验证，取得了满意的分选指标，其中铜品位>24%、回收率>61%，铅品位>66%、铅回收率>90%，锌品位>55%、锌回收率>90%，为合理利用国家矿产资源，提供了详实的设计依据。 关键词：铜铅锌矿；浮选工艺；试验研究 中图分类号：TD952.1；TD952.2；TD952.3文献标识码：A 文章编号：1671-9492（ 2010）01-0009-06收稿日期：2009-08-07作者简介：叶从新（1969-），湖南湘乡人，高级工程师。 有色金属（选矿部分）从表1可知，试样中可回收的有价组分为铜、铅、锌，可供综合回收的贵金属为金、银，有害杂质砷含量甚微，不会对产品质量造成影响，主要的造岩元素为SiO 2、CaO 、MgO 和Al 2O 3。1.2 试样的物相分析 试样铜、铅、锌物相分析结果列于表2。1.3试样的结构构造1.3.1试样的结构 试样的结构主要有他形晶粒状结构、半自形晶 粒状结构、侵蚀结构以及包含结构，还有乳浊状结构、交代侵蚀结构、交代残余结构等。1.3.2 试样的构造 试样的构造主要有细脉状构造、浸染状构造、 角砾状构造以及斑点状构造，还有马尾丝细脉状构造、网脉状构造和褶皱状构造等。 1.4主要回收矿物赋存状态及嵌布特性 铜矿物主要是黄铜矿，少量为斑铜矿，可见微量铜蓝。一般呈不规则他形粒状，主要嵌布于闪锌 表1试样化学多元素分析结果 Table 1 The multi-element analysis results of sample % 元 素 质量分数 TFe 12.48 Cu 0.14 Pb 3.16 Zn 2.51 S 2.06 C 0.3 Au 0.10 Ag 245.72 As 0.05 In 0.014Ga 0.00395 Bi 0.12 CaO 11.98 MgO 8.72 SiO 246.11 Al 2O 33.64 注：Au 、Ag 单位为g/t 表2铜、铅、锌物相分析结果Table 2 The analysis results of copper ，lead ，zinc phase % 含量占有率 名称铜 硫化铜0.1280.00 次生硫化铜 0.0213.33 氧化铜0.016.67 硫化铅2.9893.42 氧化铅0.175.33 其它铅0.041.25 硫化锌2.3190.95 氧化锌0.135.12 硅酸锌0.093.54 其它锌0.010.39 铅锌 9

复杂铜铅锌硫化矿浮选新工艺试验研究

复杂铜铅锌硫化矿浮选新工艺试验研究 陈代雄Ξ　田松鹤 摘　要:西北某铜铅锌硫化矿,铜铅锌共生关系密切,且铜铅矿物嵌布粒度细小,铜铅锌矿物分离难度大。本试验研究依据矿物特性,采用部分优先浮选新工艺、精矿再磨措施,有效地解决了铜铅锌矿物分离问题,铜、铅和锌三种精矿产品质量和回收率均获得大幅度提高。 关键词:复杂铜铅锌硫化矿;部分优先浮选;精矿再磨 中图分类号:TD925.9 文献标识码:A 文章编号:1671-9492(2003)02-0001-05 我国西北某地蕴藏着丰富的难选铜铅锌复杂硫化矿。这种矿石经过多年试验研究,采用多种试验方案,选矿指标虽有了较大的提高,但由于该矿铜铅矿物共生关系密切,且嵌布粒度细小,采用原有工艺,铜、铅精矿互含常常超标,造成销售不畅,有时不得不以铜铅混合精矿这种低价值产品售出,因而严重影响企业经济效益。本试验研究在原有优先浮选工艺基础上,依据矿石特性,应用部分优先浮选新工艺,优先浮铜采用选择性好的捕收剂PB,强化浮铜的选择性,先得到部分质量较好的铜精矿。铜铅混浮精矿进行再磨,进一步提高铜铅矿物的单体解离度,获得良好的铜铅矿物分离条件。铜铅分离应用无毒低廉的药剂组合,取代剧毒的重铬酸钾盐,有效地实现了铜铅分离,从根本上解决了该矿分离技术问题。新工艺不仅获得了质量优良的铜、铅精矿产品,而且铜、铅回收率也得到大幅度提高。 1　矿石性质 1.1　化学多元素分析 矿石中主要有用元素是铜、铅、锌、金、银和硫,原矿多元素分析结果见表1。 表1原矿多元素分析结果/% 元素Cu Pb Zn S Fe As 含量 2.29.128.7527.2518.900.10 元素SiO2Al2O3CaO MgO Au Ag 含量13.64 1.720.700.10 1.00g/t84.5g/t 1.2　主要矿物组成 矿石成分十分复杂,发现的各类矿物约30余种。主要矿物及其相对含量见表2。 1.3　矿石结构 闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等矿物从黄铁矿边部、裂隙进行交代,接触界线呈蚕食状、星状、锯齿状、港湾状等不规则形态,构成各种复杂的交代结构,如浸蚀结构、网脉状结构等。交代时方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、辉铜矿相互挤占空间,各种矿物紧密共生,嵌布粒度细小,尤其是铜铅矿物。方铅矿和黄铜矿还常见相互包裹,构成包含结构。闪锌矿嵌布粒度相对较粗,而黄铜矿、方铅矿则需细磨至-38μm80%左右才能基本解离。 表2原矿主要矿物及其相对含量/% 矿物名称 相对 含量 矿物名称 相对 含量 矿物名称 相对 含量黄铁矿37磁黄铁矿1高岭土、叶蜡石 1.0 方铅矿 6.6毒　砂0.1萤　石0.2 闪锌矿13.1磁铁矿、赤铁矿0.5长　石6 黄铜矿 5.3石英、玉髓17角闪石、透闪石 1.0 辉铜矿0.8黄　玉4其　它0.8 斑铜矿、黝铜矿0.1绢云母、绿泥石6 2　浮选试验研究 由于矿石黄铁矿含量高,铜、铅、锌矿物嵌布粒度细小,尤其是铜、铅矿物共生关系密切,矿石性质复杂。因此本试验研究决定采用部分优先浮选新工艺,其流程结构简单,生产成本低,选矿指标更好更稳定,新工艺的主要特点为: (1)应用对铜选择性好的捕收剂PB,只需少量药剂的情况下,优先浮选部分可浮性好、已单体解离的铜矿物,先得到部分质量较好的铜精矿。 (2)铜铅混浮,精矿再磨。精矿再磨不仅可进一步使铜铅矿物单体解离,而且起到很好的脱药效果,为铜铅分离创造良好的条件。 ? 1 ? 2003年第2期 有色金属(选矿部分) Ξ收稿日期:2002-12-19 作者简介:陈代雄(1963-),男,湖南长沙人,湖南有色金属研究院高级工程师,湖南长沙,410015

铅锌硫化矿的浮选方案

世上无难事，只要肯攀登 铅锌硫化矿的浮选方案 处理铅锌硫化矿常用的浮选原则流程有优先浮选、混合浮选和等可浮选三种。无论是采用哪一种流程，都会遇到铅锌分离和锌硫分离的问题，分离的关键是合理低选择调整剂。由于绝大多数的方铅矿的可浮性较闪锌矿好，所有常用抑锌浮铅的方法。抑锌的药剂方案有氰化物法和无氰法。氰化物法中常以硫酸锌与氰化物配合使用，以加强抑制效果，如某选厂采用氰化钠与硫酸锌配合使用，使氰化物用量降至20~30g/t，有的甚至降到3~5g/t。经实践证明，不仅降低了药量，而且还提高了铅的回收率。为了避免氰化物对环境的污染，目前国内外都在推广无氰或少氰法。在铅锌分离工业上用得较多的无氰法有如下几种： 1.浮铅抑锌（1）硫酸锌+碳酸钠（或硫化钠或石灰）；某铅锌硫矿采用优先浮选流程，浮铅时曾用ZnSo4+Na2CO3（1.4：1）抑制闪锌矿，与氰化物法相比，铅精矿品位由39.12%提高到41.80%，回收率由74.59%提高到75.60%，锌精矿品位由43.59%，提高到48.43%，回收率由88.54%提高到90.03%。（2）硫酸锌+亚硫酸盐；（3）硫酸锌+硫代硫酸盐；（4）氢氧化钠（PH=9.5，用黑药捕收）；（5）单用硫酸锌抑锌；（6）用SO2 气体抑锌。2.浮锌抑铅（1）石灰；（2）水玻璃；（3）水玻璃+硫化钠。以上三法当方铅矿氧化严重，可浮性变差时用。浮铅常将黑药与黄药用或单用选择性好的乙硫氮作捕收剂。国外个别的选厂也将磺丁二酰胺酸（A-22）与黄药混合使用。由于石灰对方铅矿有抑制作用，当矿石中黄铁矿少时，浮铅用碳酸钠作PH 调整剂较有利。原矿中黄铁矿含量较高时，则用石灰作PH 调整剂反 而较好。因为石灰能抑制伴生的黄铁矿对浮铅有利。用硫酸铜复活被抑制过的闪锌矿。为了避免硫酸铜与黄药在调浆过程中直接生成黄原酸铜而降低药剂的效力，一般是先加硫酸铜，待搅拌3~5 分钟以后，再加入黄药。当闪锌矿