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 Al2O3SiO2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 18.20.074-0.037 25.7 18.6 17.2 35.80.037-0.01 17.6 18.4 5.1 40.4 <0.01 4.9 7.2 6.3 5.6 合计1001001001002 条件探索及方案选择该矿铜铅品位低，浸染颗粒细，多种有用矿物致密共生。
优先浮铜的探索性试验表明,铜矿物回收率极低,且精矿中大部分为铅锌矿物。
根据这一情况,决定采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的技术路线。
2．1 铜铅混浮矿浆PH 值试验矿浆pH 值是铜铅矿物浮选的重要影响因素。
试验采用石灰来调整矿浆PH 值,试验流程及试验条件见图1。
根据试样中铜、铅、锌各矿物的嵌布粒度并考虑现场情况,对于粗选作业,确定磨矿细度为- 74μm 占75%。
试验结果见表3。
图1 铜铅混浮粗选试验流程原矿41200+NaSO 3600灰调整pH 值占75%粗精矿尾矿硫氮15药剂用量：g/t表3 铜铅混浮矿浆Ph 试验结果 %pH 产品 产率品位 回收率Cu Pb Zn Cu Pb Zn8 粗精矿 6.86 3.87 17.67 20.54 48.21 72.14 33.95 9.5 粗精矿 6.37 4.53 20.11 18.67 52.26 76.24 28.66 10.5 粗精矿 5.84 5.31 23.14 17.58 56.48 80.43 24.74 11 粗精矿 5.58 6.03 25.04 15.34 61.24 83.15 20.62 11.5 粗精矿 5.42 6.45 26.18 13.85 63.56 84.46 18.09 12粗精矿5.036.5326.5613.2459.7179.5316.04由表3可见,随着矿浆pH 值的增大，铜铅混合粗精矿中铜铅品位同时升高,回收率也有所增加,但当矿浆pH 为11.5时,粗精矿中锌品位降幅有限而铜回收率开始下降, 因此, 适宜的浮选矿浆pH 值为11.5左右。
2．1 抑制剂对铜铅混浮的影响铜铅锌硫化矿属于复杂硫化矿,铜铅与锌之间很难分离,除合适的矿浆pH 值以外,ZnSO 4 和Na 2SO 3 组合使用作为抑制剂，浮铜铅，抑制锌，能起到很好的作用，能降低铜铅混合精矿中的锌含量。
因此,在矿浆pH 为11.5条件下进行了铜铅混浮粗选ZnSO 4 +Na 2SO 3 组合抑制剂的用量试验。
试验结果见表4表4 铜铅混浮粗选抑制剂用量试验结果 % 抑制剂用量/(g ·t -1) 产品 产率 品位 回收率 Cu Pb Zn Cu Pb Zn 600+600粗精矿5.625.7624.2916.8459.9582.7323.03尾矿94.38 0.23 0.30 3.35 40.05 17.27 76.97 原矿100.00 0.54 1.65 4.11 100.00 100.00 100.001500+600 粗精矿 5.43 6.45 26.27 13.82 63.68 84.41 18.39 尾矿94.57 0.21 0.28 3.52 36.32 15.59 81.61 原矿100.00 0.55 1.69 4.08 100.00 100.00 100.001500+1000 粗精矿 5.16 6.68 27.06 12.57 60.47 83.11 15.62 尾矿94.84 0.24 0.29 3.69 39.53 16.89 84.38 原矿100.00 0.57 1.68 4.15 100.00 100.00 100.00试验结果表明，当ZnSO4 +Na22SO3用量增加时，抑制能力增强，粗精矿产率变小，铜铅回收率降低，综合分析得，ZnSO4 +Na22SO3用量控制在1 500 g/ t + 600 g/ t较合适。
2．2 铜铅混浮捕收剂的选择采用石灰作矿浆PH调整剂，固定矿浆Ph在10.5—11之间，考察了乙黄药、丁黄药、乙硫氮、苯胺黑药、等捕收剂以及乙硫氮+苯胺黑药组合捕收剂对铜铅混合浮选的影响，结果表明以上各捕收剂均对铜铅矿物有一定的捕收作用。
但就捕收能力和选择性而言,乙硫氮+苯胺黑药较合适，该组合捕收剂既能保证铜铅的回收率，又能大大降低粗精矿中锌含量。
因此,选择乙硫氮+苯胺黑药作为铜铅混浮的捕收剂。
2．3 铜铅混浮捕收剂的用量采用（ZnSO4+Na2SO3）作锌矿物的抑制剂，矿浆PH值在11.5左右，改变捕收剂（乙硫氮+苯胺黑药）用量，试验结果见表5。
从表5可知，当捕收剂用量控制在40g/t时，随着乙硫氮的降低和苯胺的增加，粗精矿产率减小，铜铅品位增加，回收率上升；锌含量减少。
综合分析得，药剂用量为乙硫氮15g/t+苯胺黑药30 g/t较为适当。
表5 铜铅混浮粗选捕收剂用量试验结果%捕收剂用量/(g·t-1)产品产率品位回收率Cu Pb Zn Cu Pb Zn乙硫氮30 苯胺15 粗精矿 6.62 4.37 20.57 18.04 53.57 82.53 29.05 尾矿93.38 0.27 0.31 3.12 46.43 17.47 70.95 原矿100.00 0.54 1.65 4.11 100.00 100.00 100.00乙硫氮20 苯胺20 粗精矿 6.15 5.06 22.56 15.46 55.56 82.01 23.19 尾矿93.85 0.27 0.32 3.36 44.44 17.99 76.81 原矿100.00 0.56 1.69 4.10 100.00 100.00 100.00乙硫氮15 苯胺30 粗精矿 5.43 6.45 26.27 13.82 63.68 84.41 18.39 尾矿94.57 0.21 0.28 3.52 36.32 15.59 81.61 原矿100.00 0.55 1.69 4.08 100.00 100.00 100.002．4 铜铅分离试验传统的铜铅分离主要的方法是用氰化物或重铬酸钾浮铅抑铜, 这些方法会导致少量贵金属溶解和产生环境污染, 因此本次试验采用水玻璃、亚硫酸纳和羧甲基纤维素的组合抑制剂来抑制方铅矿。
三种药剂在铜铅分离中抑制作用各有不同特点：羧甲基纤维素对方铅矿有较好的抑制作用, 但是对黄铜矿的浮游性也有较大的影响, 不利于回收率的提高；水玻璃对方铅矿的抑制作用稍弱, 但对铜矿物浮游性影响也小, 铜回收率高；亚硫酸钠对铜矿物有活化作用,而在方铅矿表面生成亲水性硫酸铅抑制方铅矿。
利用这三种药剂各自的特点进行组合产生的协同效应来抑铅浮铜，经过多次配比试验最终确定了三种药剂的最佳配比为：水玻璃：亚硫酸纳：羧甲基纤维素为2：6：1。
为了提高分选指标, 在铜铅分离作业前采用活性炭脱药。
试验结果表明, 活性炭用量为800g/t时分选效果较好。
确定以上条件后, 进行了铜铅分离的闭路试验, 试验流程见图2, 试验结果见表6。
铜铅混合精矿药剂用量单位：g/t1800铜精矿铅精矿图2 铜铅分离闭路流程注：Na2S iO3：Na2S O3：C MC =2:6:1表6 铜铅分离闭路流程结果%产品产率品位回收率Cu Pb Zn Cu Pb Zn铜精矿30.51 28.34 7.28 6.01 93.89 4.87 28.12 铅精矿69.49 0.81 62.38 7.38 6.11 95.13 71.82铜铅混精100.00 9.21 45.57. 6.52 100.00 100.00 100.00 2．5选锌粗选试验采用硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂,石灰作抑制剂抑硫浮锌。
经调优试验,确定锌粗选的适宜条件为:硫酸铜400 g/ t ,丁黄药80g/ t, 2号油30 g/ t,矿浆pH为12.5。
在此条件下,可获得含Zn 51. 24%、含Pb 0. 24%、含Cu 0. 12%、Zn回收率78. 36%的锌粗精矿。
3 全流程闭路试验及结果分析在上述试验的基础上，进行了铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的全流程闭路试验,闭路流程铜铅混选为一粗二扫二精,铜铅分离为一粗二扫二精,选锌为一粗三扫二精，中矿循序返回,结果见表6 。
某铜铅锌矿石浮选试验研究
元 素
ｗ／ ％
目前 ， 于铜铅 锌 复 杂 多金 属 硫 化 矿石 选 矿 ， 对 主 要 采用 浮选工 艺 。 由于铜 、 矿 物 可 浮性 相 近 ， 采 铅 常
Ａｕ
Ａｇ
Ｃ ｕ １ Ｏ５ ． Ｓ ４． ７ ５ Ａ１ Ｏ３ ２ ９ １ ．３
Ａｓ
８ ７ ３． ３
Ｆ ｅ
＝ ＝ ＝＝ ＝＝ ＝＝ ＝＝ ＝ ＝＝ ＝ ＝ ＝ ＝ ＝ ＝ ＝
元 素
／％
０． ４ １ Ｃａ Ｏ ７． ６ ５
８． ７ ８ Ｍｇ Ｏ
３ ４ ．４
生 铜对锌 矿物 的活 化 及 混合 精 矿 的有 效 分 离 。在 铜
铅混合 浮选 中， 用 ＮＣ 抑 锌 效果 较 好 ， 是 ， 采 ａＮ 但
表 ４ 原 矿铅 物 相 分 析 结 果
石等碳酸 盐矿 物 ， 占矿石矿 物含量 的 ８ ．３％ 。 ８３
黄铁 矿粒度 分 布 均 匀 。黄铜 矿 பைடு நூலகம் 铜 的次 生 矿 物
粒 度粗细 分 布 极 不 均 匀 。闪锌 矿 、 铅 矿 多呈 中粗 方
粒 。见 有 闪锌矿 颗 粒 中含 有 乳 滴状 的黄 铜 矿 。主要
１ 矿 石 性质
该 矿石 的工 艺 类 型为 中硫 化物 多 金 属矿 石 。矿
石 中的金属 矿物 主要为黄 铁矿 、 方铅 矿 、 铜矿 、 黄 闪锌 矿， 还有 少量 铜蓝 、 辉钼矿 、 铜 矿 （ 黝 含银 黝 铜 矿 ） 斑 、 铜矿 、 铁矿 等 ， 赤 占矿石 矿物含 量 的 ６ ７％ 。非金 属矿 物主要为 石榴 石 、 英 、 辉石 、 石 透 透闪石 、 帘石 、 解 绿 方
铅锌硫多金属硫化矿浮选实验报告
铅锌硫多金属硫化矿浮选实验报告铅锌硫多金属硫化矿是一种常见的矿石，其中含有铅、锌和硫等多种金属元素。
为了提取这些金属元素，常采用浮选法进行选矿。
本实验报告将详细介绍铅锌硫多金属硫化矿浮选实验的目的、原理、实验步骤和实验结果。
一、实验目的本实验旨在通过浮选法提取铅锌硫多金属硫化矿中的铅和锌元素，探究浮选法在选矿中的应用。
二、实验原理铅锌硫多金属硫化矿中的铅和锌元素可以通过浮选法进行分离提取。
浮选法是一种常用的选矿方法，利用物理和化学性质的差异将有用的矿物与废石分离。
在浮选过程中，通过调整药剂的种类和浓度，改变矿石和药剂的性质，使有用矿物与废石的亲水性产生差异，从而实现分离。
三、实验步骤1. 将铅锌硫多金属硫化矿样品研磨成适当颗粒大小。
2. 将矿样放入浮选槽中，加入适量的水。
3. 加入适量的捕收剂和发泡剂，调节其浓度。
4. 开始搅拌浮选槽，以使矿石和药剂混合均匀。
5. 调节浮选槽中的气体流量和搅拌速度，控制泡沫的生成和矿石的悬浮状态。
6. 根据泡沫的颜色和浮选槽底部矿石的颜色，判断铅和锌的浮选效果。
7. 收集泡沫上浮的矿石，进行后续的分离和提取。
四、实验结果经过浮选实验，通过观察浮选槽中的泡沫和底部矿石颜色变化，可以初步判断铅和锌的浮选效果。
如果泡沫呈现浅灰色或浅黄色，而底部矿石呈现深灰色或深黄色，则说明铅的浮选效果较好；如果泡沫呈现深灰色或深黄色，而底部矿石呈现浅灰色或浅黄色，则说明锌的浮选效果较好。
五、结论通过本次实验可以发现，铅锌硫多金属硫化矿的浮选实验可以有效地提取铅和锌元素。
通过调节药剂的种类和浓度，控制气体流量和搅拌速度，可以实现铅和锌的分离。
本实验结果为进一步研究铅锌硫多金属硫化矿的选矿工艺提供了重要的参考。
六、参考文献[1] 张伟. 浮选选矿原理与技术[M]. 北京: 冶金工业出版社, 2007.[2] 杨磊, 赵丽. 铅锌硫多金属硫化矿浮选工艺研究[J]. 矿冶工程, 2019, 39(1): 10-14.。
某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验
某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验王伟之;陈丽平;孟庆磊【摘要】辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大.为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅—混浮精矿铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验.结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88％、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72％、46.27％、22.46％的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13％、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00％、19.57％、75.16％的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96％、0.35g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21％、10.47％、0.72％的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2014(000)003【总页数】5页(P75-79)【关键词】铜铅锌多金属硫化矿石;铜铅混浮;铜铅分离;抑硫浮锌【作者】王伟之;陈丽平;孟庆磊【作者单位】河北联合大学矿业工程学院,河北唐山063009;河北省矿业开发与安全技术实验室,河北唐山063009;河北联合大学矿业工程学院,河北唐山063009;河北联合大学矿业工程学院,河北唐山063009【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7复杂难选多金属硫化矿通常是指其中有2种或2种以上硫化矿物致密共生，或者有部分硫化矿物发生氧化变质的多金属硫化矿。
这类矿石或因矿物组分复杂、共生关系密切，或因部分矿物易泥化而分选十分困难。
此类矿石的高效分选已成为选矿科技工作者的重大攻关课题之一。
辽宁省葫芦岛地区某铜铅锌多金属矿石中黄铜矿、方铅矿及闪锌矿致密共生，试验根据矿石中各矿物的性质特点，进行了铜、铅、锌矿物的分离回收工艺研究。
某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究
摘 要：针对某铜铅锌多金属硫化矿原矿铜、铅品位较低，矿物共生关系复杂，易浮难分的特点，采用 “铜铅
混浮 －浮锌” 的简单工艺流程，铜铅混合粗选时使用亚硫酸钠 ＋硫酸锌组合抑制剂、丁铵黑药 ＋丁基黄药组合
捕收剂，实验室小型闭路试验获得了铜铅混合精矿中铅品位 ２１６７％，回收率 ７５６８％，铜品位 ２３７％，回收率
７１０５
８７４ ２０１７ ００４０００ ９４７６
０９６
４２８
通过对原矿样品进行分析可知，金属矿物有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、黝铜矿，脉石矿物 主要为石英、白云母、碳酸盐等。通过 ＸＲＤ及显微镜分析检测发现，样品中的连生体含量比较高，嵌 布粒度细，且以包裹体的形式存在，所以可能造成有用矿物分离困难，见图 １～４。
１ 矿石性质
本试验研究的铜铅锌多金属硫化矿原矿铜、铅、硫品位较低，可浮性相近，矿物共生关系复杂，属 于易浮难分的复杂多金属矿。原矿多元素化学分析结果见表 １。
收稿日期：２０１７－０４－０３ 基金项目：昆明冶金高等专科学校科研基金项目：复杂难选铜铅锌矿综合回收利用试验研究 （２０１７ｘｊｚｋ０２）。 作者简介：聂琪 （１９８４－），女，陕西富平人，讲师，工学硕士，主要从事选矿理论与工艺研究。
名称
质量分数 ／％ 占有率 ／％
铜 硫化铜 氧化铜 ００８７ ０１１２ ３６７４０ ６３２６０
铅 锌
硫化铅 硫酸铅 碳酸铅 其他铅 硫化锌 硅酸锌 碳酸锌
０７２
０１３
０１７ ００００５８ ６１６
０１０
０２１
０ 引 言
由于铜铅锌多金属复杂硫化矿石组分越来越复杂，品位越来越低，各金属矿物间嵌布关系复杂多变 等原因的存在，其选别已经成为多金属硫化矿分选中较为典型的难题之一［１］。近年来，针对铜铅锌多 金属复杂硫化矿的分选问题，国内外展开了广泛的研究，针对不同的矿石性质，采用合理的工艺流程以 提高分选指标。本研究针对某铜铅品位低、嵌布关系复杂的铜铅锌多金属硫化矿进行试验研究，提出了 符合该矿石特点的部分混合浮选工艺流程及药剂制度，提高了选别指标。
某铜铅锌多金属硫化矿浮选工艺研究
ｄ ｏ ｉ ： １ ０ ． ３ ９ ６ ９ ／ ｊ ． ｉ ｓ ｓ ￣１ ６ ７ １ － ９ ４ ９ ２ ． ２ ０ １ ４ ． ０ ２ ． ０ ０ ６
有色 金属（ 选矿部 分）
・ ２ １ ・
某铜铅锌多金属硫化矿浮选工艺研究
危 刚 ，齐向红 ，葛 敏
（ 河 北省地矿 中心 实验 室 ，河 北 保 定 ０ ７ １ ０ ０ ０ ）
Ｆ ｌ ｏ ｔ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ Ｅ ｘ ｐ ｅ ｒ ｉ ｍｅ ｎ ｔ ａ ｌ Ｒｅ ｓ ｅ ａ ｒ ｃ ｈ ｏ ｎ ａ Ｃｕ － Ｐｂ － Ｚｎ Ｐ ｏ ｌ ｙ ｍｅ ｔ ａ ｌ ｌ ｉ ｃ Ｓ ｕ ｌ ｐ ｈ ｉ ｄ ｅ Ｏｒ ｅ
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ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｔ ｒ ａ ｔ ｅ ｇ ｒａ ｄ ｉ ｎ ｇ １ ７ ． ８ ９ ％ Ｃ ｕ ｗｉ ｔ ｈ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｒ ｙ ｏ ｆ ７ ６ ． ９ １ ％ ，ｌ ｅ ａ ｄ ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｔ ｒ ａ ｔ ｅ ｃ ｏ ｎ ｔ ａ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇ ５ ３ ． ４ ２ ％ Ｐ ｂ ｗｉ ｔ ｈ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｙ ｒ ８ ７ ． ４ ２ ％ ａ ｎ ｄ ｚ ｉ ｎ ｃ ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｒａ ｔ ｔ ｅ ｃ ｏ ｎ ｔ ａ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇ ５ ５ ． ７ ２ ％ Ｚ ｎ ｗ ｉ ｔ ｈ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｙ ｒ ｏ ｆ ８ ４ ． １ ３ ％ ｗ ｅ ｒ ｅ ｏ ｂ ｔ ａ ｉ ｎ ｅ ｄ ｂ ｙ ｔ ｈ ｅ ｃ ｌ ｏ ｓ ｅ ｄ － ｃ ｉ ｒ ｃ ｕ ｉ ｔ ａ ｎ ｄ ｔ ｈ ｅ ｃ ｏ ｐ ｐ ｅ ｒ ，ｌ ｅ ａ ｄ ａ ｎ ｄ ｚ ｉ ｎ ｃ ｗｅ ｒ ｅ ｅ ｉｃ ｆ ｉ ｅ ｎ ｔ ｌ ｙ ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｅ ｄ， Ｓ Ｏ ｇ ｏ ｏ ｄ ｉｎ ｍ ｅ ｒ ａ ｌ ｐ ｒ ｏ ｃ ｅ ｓ ｓ ｉ ｎ ｇ ｉ ｎ ｄ ｅ ｘ ｅ ｓ
某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究
摘 要 ：某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为 Ｃｕ０．４７％、Ｐｂ１．２３６％和 Ｚｎ０．８９１％。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布 粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕 收 剂 和 调 整 剂 的 优 化，在 解 决 矿 物 有 效 解 离 的 前 提 下，提 高 铜 铅 锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为－０．０７４ｍｍ 占８０％时，采用乙硫氮作捕 收 剂，石 灰、硫 酸 锌 和 亚 硫 酸 钠 作 调 整 剂，粗 选 获 得的铜铅混合粗精矿再磨至－０．０４３ｍｍ 占８１．３１％后，经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药，亚硫酸 钠和 ＣＭＣ 组合抑铅，Ｚ２００浮选铜，实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿，采用硫酸铜活化，丁 基 黄 药 作 捕 收 剂，浮 选 获 得 锌 精 矿。 最终浮选指标为：铜精矿的 铜 品 位 ２７．２６％，铜 回 收 率 ８０．６２％；铅 精 矿 的 铅 品 位 ５９．３５％，铅 回 收 率 ８５．２０％；锌 精 矿 的 锌 品 位 ４１．１４％ ，锌 回 收 率 为 ８２．７４％ 。 为 该 低 品 位 铜 铅 锌 多 金 属 硫 化 矿 资 源 的 开 发 利 用 提 供 了 可 行 的 技 术 方 案 。 关 键 词 ：铜铅锌；多金属硫化矿；浮选；铜铅分离 中 图 分 类 号 ：ＴＤ９２３；ＴＤ９５２ 文 献 标 志 码 ：Ａ 文 章 编 号 ：２０９５１７４４（２０２０）０３００８６０８
犃犫狊狋狉犪犮狋：Ｔｈｅｇｒａｄｅｓｏｆａｌｏｗｇｒａｄｅｃｏｐｐｅｒｌｅａｄｚｉｎｃｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅａｒｅ０．４７％ Ｃｕ，１．２３６％ Ｐｂａｎｄ ０．８９１％ Ｚｎ，ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ．Ｔｈｅｖａｌｕａｂｌｅ ｍｉｎｅｒａｌｓｏｆＣｕ，Ｐｂａｎｄ Ｚｎｉｎｔｈｅｏｒｅｈａｖｅｆｉｎｅｇｒａｉｎｓｉｚｅａｎｄｃｏｍｐｌｅｘ ａｓｓｏｃｉａｔｅｄｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ．Ｔｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｆｏｃｕｓｅｄ ｏｎｔｈｅｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆｇｒｉｎｄｉｎｇｆｉｎｅｎｅｓｓ，ｆｌｏｔａｔｉｏｎｃｏｌｌｅｃｔｏｒａｎｄ ｒｅｇｕｌａｔｏｒ，ｔｏｉｍｐｒｏｖｅｔｈｅｓｅｌｅｃｔｉｖｉｔｙ ｏｆ Ｃｕ，Ｐｂａｎｄ Ｚｎｆｌｏｔａｔｉｏｎｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｎｔｈｅ ｐｒｅｍｉｓｅｏｆｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｍｉｎｅｒａｌ ｌｉｂｅｒａｔｉｏｎ．Ａｔｔｈｅｇｒｉｎｄｉｎｇｆｉｎｅｎｅｓｓｏｆ８０％ ｐａｓｓｉｎｇ０．０７４ ｍｍ，ｕｓｉｎｇｅｔｈｙｌｔｈｉｏｃａｒｂａｍａｔｅａｓｃｏｌｌｅｃｔｏｒ，ｌｉｍｅ，ｚｉｎｃ ｓｕｌｆａｔｅａｎｄｓｏｄｉｕｍｓｕｌｆｉｔｅａｓｒｅｇｕｌａｔｏｒｓ，ａＣｕＰｂｂｕｌｋｒｏｕｇｈｅｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗａｓｏｂｔａｉｎｅｄｆｒｏｍｏｎｃｅｂｕｌｋｒｏｕｇｈｅｒａｎｄ ａＣｕＰｂｂｕｌｋｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗａｓｐｒｏｄｕｃｅｄｂｙｔｗｏｓｔａｇｅｓｏｆｃｌｅａｎｉｎｇａｆｔｅｒａｒｅｇｒｉｎｄｏｆｔｈｅｒｏｕｇｈｅｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｔｏ ８１．３１％ ｐａｓｓｉｎｇ ０．０４３ ｍｍ．Ｕｓｉｎｇ ａｃｔｉｖａｔｅｄ ｃａｒｂｏｎ ａｓ ｄｅｓｏｒｂｉｎｇ ｒｅａｇｅｎｔ，ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｔｅ ａｎｄ ＣＭＣ ａｓｌｅａｄ’ｓ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ，Ｚ２００ａｓｃｏｐｐｅｒｃｏｌｌｅｃｔｏｒ，ｔｈｅｅｆｆｉｃｉｅｎｔｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆＣｕＰｂｗａｓａｃｈｉｅｖｅｄ．Ｚｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗａｓｏｂｔａｉｎｅｄｂｙ ＺｎｆｌｏｔａｔｉｏｎｆｒｏｍｔｈｅＣｕＰｂｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎｔａｉｌｉｎｇ，ｕｓｉｎｇｃｏｐｐｅｒｓｕｌｆａｔｅａｎｄｂｕｔｙｌｘａｎｔｈａｔｅａｓａｃｔｉｖａｔｏｒａｎｄｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ．Ｔｈｅｆｉｎａｌｆｌｏｔａｔｉｏｎｒｅｓｕｌｔｓａｒｅａｓｆｏｌｌｏｗｓ：Ｃｕｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅａｓｓａｙｓ２７．２６％ Ｃｕａｔ８０．６２％ Ｃｕｒｅｃｏｖｅｒｙ，Ｐｂ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅａｓｓａｙｓ５９．３５％ Ｐｂａｔ８５．２０％ Ｐｂｒｅｃｏｖｅｒｙ，ａｎｄ Ｚｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅａｓｓａｙｓ４１．１４％ Ｚｎａｔ８２．７４％ Ｐｂ ｒｅｃｏｖｅｒｙ．Ｉｔｐｒｏｖｉｄｅｓａｆｅａｓｉｂｌｅｔｅｃｈｎｉｃａｌｓｃｈｅｍｅｆｏｒｔｈｅｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔａｎｄｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎｏｆｔｈｉｓｌｏｗｇｒａｄｅ ＣｕＰｂＺｎ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅｒｅ０ 年３ 月
某地铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究
某地铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究杨茂春;李学智;魏清成;辜锋;周亮【摘要】通过对某地铜铅锌多金属硫化矿的工艺矿物学和浮选分离研究,采用\"铜铅混浮,铜铅分离,尾矿再选锌\"的浮选工艺流程,在磨矿细度90％-0.074 m m时,优化药剂条件与添加方式,实现了铜铅无重络酸盐浮选分离,获得良好的分选指标.其中:铜精矿含铜27.65％、铅2.61％、铜回收率68.47％,铅精矿含铅51.45％、铜0.51％、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％.【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2018(027)0z2【总页数】5页(P151-155)【关键词】铜铅锌硫化矿;混合浮选;铜铅分离【作者】杨茂春;李学智;魏清成;辜锋;周亮【作者单位】云南科力新材料股份有限公司 ,云南昆明650031;云南科力新材料股份有限公司 ,云南昆明650031;云南科力新材料股份有限公司 ,云南昆明650031;云南科力新材料股份有限公司 ,云南昆明650031;云南科力新材料股份有限公司 ,云南昆明650031【正文语种】中文【中图分类】TD952复杂多金属硫化矿由于各矿物之间致密共生紧密，镶嵌关系复杂，是多金属选矿处理中最复杂的问题之一，特别是铅锌或铜铅锌多金属硫化矿、混合矿和氧化矿。
对这类矿石的处理，国内外均以浮选为主[1]。
试验研究了某地铜铅锌多金属硫化矿工艺矿物学特点，通过优先浮选、全混合浮选、铜铅部分混合浮选和等可浮选流程探索，确定了铜铅部分混合-铜铅分离-再浮锌的工艺流程。
通过优化药剂添加方式和条件试验使铜铅锌得到有效分离，获得了较好的浮选分离指标，工艺实现了铜铅无重络酸盐分离浮选，为矿山开发和选厂设计提供了条件。
1 工艺矿物学研究1.1 矿石性质该多金属矿矿物种类繁多，主要矿物组成为黄铁矿、石英、白云石、闪锌矿、纤锌矿、方铅矿、黄铜矿、斜长石、磁黄铁矿、赤铁矿、白云母、绿泥石和锐钛矿等。
某铜铅锌复杂多金属矿选矿试验研究
某铜铅锌复杂多金属矿选矿试验研究第一章：引言1.1 研究背景及意义1.2 国内外研究现状分析1.3 研究目的及研究内容第二章：矿石性质及选矿工艺流程2.1 矿石物理性质2.2 矿石化学成分分析2.3 矿物学研究2.4 选矿流程选择第三章：试验方法及实验设计3.1 试验方法3.2 实验设计步骤3.3 实验条件及仪器设备介绍第四章：实验结果及分析4.1 磨矿实验结果4.2 分选实验结果4.3 浮选实验结果4.4 试剂对浮选的影响第五章：选矿实验结论及展望5.1 实验结论5.2 选矿工艺流程优化的趋势及展望参考文献第一章：引言1.1 研究背景及意义复杂多金属矿是指铜、铅、锌、金、银等多种贵重金属矿物在同一矿石中存在的矿石，其矿石经济价值极高。
然而，这些金属在矿石中的含量往往相对较低而且难以分离，因此矿石的选矿工艺变得尤为重要。
在矿石矿种复杂、矿物组成多样的铜铅锌复杂多金属矿中，研究如何实现有效地分离这些金属是一个十分复杂的课题，具有非常重要的意义。
由于铜铅锌复杂多金属矿的特殊性质，目前国内外对于该类矿物资源选矿技术的研究、应用与开发尚处于初步阶段。
因此，对该类矿物资源选矿技术的研究具有重要的现实意义和广泛的应用前景。
1.2 国内外研究现状分析国内外对于铜铅锌复杂多金属矿的选矿技术研究已有一定程度的深入，但始终无法得到广泛应用和局部发展。
国外研制和生产该类选矿技术的公司比较多，如加拿大Fluor公司和美国Fred Wells Engineering公司等。
国内以中冶试验研究院、中冶长沙研究院、中冶集团长沙冶金设计研究院等为代表的单位在铜铅锌复杂多金属矿选矿技术方面也有了一些探索性的研究。
然而，目前仍然需要进一步的研究来解决一些重要的问题，例如一些矿物粒度细、难选等的矿石仍然无法进行有效的投资，这也是矿业行业面临的难题之一。
1.3 研究目的及研究内容本文旨在通过对一种铜铅锌复杂多金属矿进行选矿试验研究，探索一种高效、低成本、节能环保的铜铅锌复杂多金属矿选矿工艺，同时深入分析试验结果，提出进一步完善该工艺的方案，为该类选矿技术的研究提供新的思路和方法。
难选铜锌多金属硫化矿浮选工艺研究
难选铜锌多金属硫化矿浮选工艺研究我国某铜锌多金属硫化矿，矿体以铜、锌、硫为主，伴生有铜、金、银等。
投产以来，由于原矿含铜品位高，锌矿物里含乳浊状黄铜矿，致使锌的回收指标波动较大，锌精矿含铜超标，锌回收率低。
研究的目的，确实是为了完善工艺流程，提高铜锌分离效率，提高有效金属的回收指标，使锌精矿能够以合格品产出。
考虑到原矿中银的含量较高，达到近80g/t，其工业价值不容轻忽，为了降低硫精矿中银的含量，使之进入到铜、锌精矿产品中，从而减少银的损失，实验方案采纳优先浮铜，锌硫混浮，混合精矿再磨分选的工艺流程。
通过大量的条件实验，找到了铜、锌、硫的可浮性规律，确信了处置该矿相适宜的工艺参数和药剂制度，经闭路实验验证，取得了中意的分选指标。
一、工艺矿物学研究（一）多元素分析及矿物相对含量矿石的多元素分析结果见表1，矿物相对含量见表2。
表1 原矿多元素分析结果 %表2 矿物相对含量 %（二）铜、锌的物相分析铜、锌的物相分析结果见表3、表4。
表3 铜的化学物相分析结果 %表4 锌的化学物相分析结果 %（三）要紧矿物的工艺特点矿体为复杂的多金属硫化矿，要紧矿物的工艺特点如下：黄铜矿：要紧的含铜矿物，含铜量占总铜的80%。
黄铜矿呈不规那么粒状集合体和黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、方铅矿紧密嵌生组成致密块状体，或呈不规那么颗粒嵌生在白云石、石英等脉石矿物中。
黄铜矿沿破碎的黄铁矿颗粒裂隙充填成网格状结构，脉宽～0.008mm，较难解离。
有少量黄铜矿发生次生转变，生成辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿和铜蓝等充填在黄铁矿颗粒间隙或裂隙中。
黄铜矿的自然粒度范围宽广，但要紧集中在1～0.037mm级别中，0.074mm以下颗粒要紧呈乳浊状和短绒状被包于闪锌矿中。
闪锌矿：要紧的含锌矿物，其含锌量占总锌的80%以上。
闪锌矿在各类矿石中要紧呈不规那么粒状集合体嵌布在黄铁矿、炭酸盐矿物和石英脉中，与黄铜矿、方铅矿紧密嵌生，少量呈自形、半自形晶颗粒嵌布在脉石矿物中。
铅锌浮选工艺研究报告
铅锌浮选工艺研究报告一、引言铅锌矿是一种重要的金属矿石，在工业生产中具有广泛的应用价值。
铅锌浮选是一种常用的选矿工艺，通过浮选过程可以有效地将铅锌矿石中的有用矿物与非有用矿物分离开来，提高铅锌矿石的品位和回收率。
本报告旨在研究铅锌浮选工艺，探索工艺参数对选矿效果的影响，以及提出优化建议。
二、浮选原理铅锌浮选工艺基于矿石中铅锌矿物与非有用矿物的物理和化学性质差异，利用浮选剂和气泡在水溶液中的相互作用实现矿物的分离。
一般情况下，通过调整浮选剂的种类和添加量，可以使铅矿和锌矿在浮选过程中完全浮起，而非有用矿物则沉于底部或被抑制。
三、工艺参数1. 浮选剂种类：浮选剂的选择是影响浮选效果的重要参数。
常用的浮选剂包括黄药油、木油、石油磺酸盐等，不同的浮选剂对不同矿物的选择性有所差异，应根据具体矿石性质选择合适的浮选剂。
2. 浮选剂添加量：浮选剂的添加量会直接影响铅锌矿浮选的效果。
添加过少会导致浮选矿物的回收率降低，而添加过多则可能造成矿石中铅锌矿物与非有用矿物的过度悬浮，降低分离效果。
因此，在实际生产中应通过试验确定合理的浮选剂添加量。
3. 搅拌强度：搅拌强度是指在浮选槽中传递气泡与矿物以及浮选剂之间的力。
适当的搅拌强度有助于气泡与矿物的接触，提高浮选效果；过强或过弱的搅拌强度都会影响浮选效果，应根据矿石特性确定合适的搅拌强度。
4. 气泡尺寸：气泡尺寸是影响铅锌浮选的关键参数之一。
较小的气泡有更大的表面积与矿物接触，提高选矿效果，而较大的气泡则容易被矿物顶起，导致浮选效果下降。
因此，在浮选过程中要控制气泡的大小，获得最佳的浮选效果。
四、工艺优化建议1. 优化浮选剂种类和添加量：根据不同矿石性质，选择具有较好选择性的浮选剂，并通过试验确定合适的添加量，以提高浮选效果。
2. 控制搅拌强度：根据矿石特性，确定适宜的搅拌强度，保证气泡与矿物的充分接触，提高浮选效果。
3. 精确控制气泡尺寸：通过优化气泡生成设备或微调工艺参数，探索合适的气泡尺寸范围，以获得较好的选矿效果。