有色金属矿石选矿

有色金属矿厂选矿的研究主要集中在低品位复杂多金属矿厂和难选氧化矿的综合回收。除采用常规的选矿方法外，研究的侧重点还体现在新药剂和组合药剂的使用以及联合流程的应有等方面。

一、铅锌矿石选矿

针对云南某铜铅锌硫化矿生产中存在的铜铅分离指标不理想、铜铅精矿互含高的问题，贾仰武对铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选试验研究。结果表明，当混合精矿再磨到80%-0.074 mm时，以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿，以Z—200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂，可以获得良好的分选技术指标，铜精矿品位23.30%，含铅3.30%；铝精矿品位64.66%，含铜0.50%，较为有效地实现了铜铅分离。

针对青海某铜铅锌多金属硫化物矿石嵌布粒度较粗、含铜较低的特点，刘守信等采用铜铅混选—混精铜铅分离—尾矿选锌工艺流程进行了分选试验研究。铜铅混浮时采用Ty -1与硫酸锌作为闪锌矿和铁闪锌矿的组合抑制剂，乙基黄药、J -21作为捕收剂，实现了铜、铅矿物与锌矿物的有效分离，且泡沫粘度适中，为下一步铜铅分离创造了良好条件；铜铅分离采用活性炭、CMC一重铬酸钾法抑铅浮铜，实现了铜铅矿物有效分离，获得了较为理想的选矿技术指标。任祥君等对另一铜铅锌多金属硫化物矿石，通过多种方案比较，确定采用铜铅优先浮选、水玻璃+亚硫酸钠+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离、铜铅混合浮选尾矿用硫酸铜活化后浮选锌矿物的试验方案，进行了系统的研究，成功实现了铜铅的有效分离，最终得到了铜品位21.40%，铜回收率67.65%的铜精矿，铅品位52.92%，铅回收率95.90%的铅精矿和锌品位50.21%，锌回收率83.74%的锌精矿。

对辽宁某铜铅锌多金属硫化物矿石，刘亚龙等采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺进行了斌验研究。混合浮选以乙硫氮+苯胺黑药为捕收剂、ZnS0₄+Na₂S0₃为抑制剂，并控制矿浆PH=11.5左右，实现了铜铅矿物与锌硫矿物的分离；应用水玻璃、亚硫酸钠和羧甲基纤维素组合抑制剂，替代氰化物和重铬酸钾，成功地实现了铜铅分离；通过闭路试验，获得了铜品位28. 54%铜回收率65.62%的铜精矿，铅品位55.69%，铅回收率83.21%的铅精矿和锌品位51.09%，锌回收率90.87%的锌精矿。

依据西藏某复杂难选铜铅锌多金属矿石的性质，李观奇采用铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅浮尾选锌的原则流程进行了分选试验研究，，铜铅混合浮选采用Bp、丁基铵黑药和黄药组合捕收剂，采用硫化钠、硫酸锌和碳酸钠组合作为锌矿物的抑制剂；铜铅分离时，采用活性炭进行脱药，采用CMC，Na₂ S0₃和Na₂ Si0₃环保型组合药剂作为铅矿物的抑制剂，成功地实现了铜铅分离，获得的分选技术指标较现行生产有大幅提高。

郑亚杰等对内蒙古某高砷低铜铅锌银矿石进行了浮选分离试验研究‘261 0试验采用铜铅锌等可浮一依次优先浮选流程，利用FN作为砷矿物的抑制剂，有效解决了铜精矿中含砷高的问题，不仅没有使用有毒抑制剂重铬酸钾，同时还明显提高了铜精矿品位。试验获得的铜精矿品位28.6%，铜回收率66.41%，铅、锌、银的回收率也均大于90%。   

罗进对某复杂高氧化率铅锌矿石中的氧化铅矿石进行了硫化浮选试验研究。发现采用Na₂S作为氧化铅的硫化剂时，不仅需要适宜的Na₂S总用量，更需要一定的Na2S起始浓度；采用硫化浮选法使铅精矿的品位和回收率达到了46.02%和81.16%，实现了氧化铅矿物的有效回收。

针对吐鲁番地区某难选铅锌矿矿石中铅锌矿物相互交代、包裹，粒度较细，解离困难的特点，王奉水采用优先选铅、锌粗精矿再磨再选的工艺流程进行了贫选试验研究。在铅粗选磨矿细度-0.074 mm占80%，锌粗选磨矿细度一0.043 mm占90%的条件下，可获得铅品位40.22%，含Zn 6.94%，铅回收率82.48%的铅精矿和锌品位50.17%，含Pb 1.08%，锌回收率86.92%的锌精矿。

冯忠伟通过对云南某铅锌矿的浮选试验研究发现，矿石中的硫酸锌、硫酸亚铁等可溶性盐类对铅锌矿物有很强的抑制作用，为减少可溶性盐对铅锌矿物浮选的影响，采用在矿浆自然酸碱度条件下浮选铅锌矿物的无碱工艺，选铅时以硫酸锌和亚硫酸钠作为锌矿物的抑制剂，以苯胺黑药和丁基铵黑药为捕收剂，选锌时以水玻璃、亚硫酸钠、羧甲基纤维素作调整剂，以PN-405为捕收剂，最终获得了铅品位59.57%，铅回收率75.14%的铅精矿和锌品位53.93%，锌回收率93. 70%的锌精矿。

针对陕西省某铅锌矿矿石氧化程度高、易泥化、氧化锌矿物回收困难等问题，王红梅等采用铅的硫化物矿物和氧化物矿物混合浮选、锌的硫化物矿物和氧化物矿物依次单独回收的方案，进行了系统的试验研究。选铅时采用组合捕收剂乙硫氮+丁基败黑药，选氧化锌矿物时采甩了复合捕收剂A一928．最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%，含锌5.23%的铅精矿，锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%，含铅1.06%的硫化锌精矿，锌品位和回收率分别为22.55%，44.28%，含铅1.22%的氧化锌精矿，实现了氧化铅锌矿石的有分选。

二、铜钼和镍矿石选矿

针对某氧化铜矿石品位低、氧化率和结合率都比较高的特点，张建文等在添加硫化剂硫化和硫铵活化的前提下，以水玻璃和六偏磷酸钠构成组合抑制剂，以混合黄药680、丁基铵黑药和羟肟酸构成组合捕收剂，进行了浮选试验研究。确定了氧化铜矿物的最佳浮选条件与药剂制度，通过闭路试验获得了铜精矿品位17.39%，铜回收率59.36%的分选技术指标。

马洁珍等对新疆阿舍勒铜矿黄铁矿型铜锌多金属矿石进行了矿石性质分析和选矿试验研究，合现场生产实际，采用旋流—静态微泡浮选柱异步分选，强化回收的工艺进行技术改造，使得选矿技术指标得到了明显提高，铜回收率由投产初期77.59%提高到86.43%，锌回收率由20.48%提高到48.94%。

针对某混合铜钴矿石的氧化率较高、含有大量的碳质矿泥、用常规浮迭法不能得到理想回收效率的问题，欧乐明等通过预先浮选脱泥，消除碳质矿泥对浮选过程的影响，然后对硫化铜钴矿物和氧化铜钴矿物进行异步浮选，并采用硫化剂硫氢化钠强化氧化铜钴矿物的浮选效果。结果表明，采用这些措施以后，获得的铜钴精矿的铜，品位21.12%，铜收率88. 55%，含钴0.116%，钻的回收率31. 39%。

魏党生对广东某铜钼矿石进行了浮选试验研究，确定了混合浮选—抑硫浮铜钼—铜钼分离的工艺流程，在磨矿细度75.00%-0.074mm的条件下进行混合浮选，将混合浮选粗精矿再磨至86.00%—0.043mm后，用石灰抑制黄铁矿，进行铜钼浮选得硫精矿，最后采用Na2S抑铜进行铜钼分离，分别得铜精矿和钼精矿。

鲁立胜等对某低品位难选铜钼矿石进行了可选性试验研究，确定了铜钼混合浮选—铜钼分离—选钼尾矿选铜一选铜尾矿返回铜钼混合浮选的工艺流程，捕收剂采用异丁基黄药代替BK301C，并对流程和药剂添加点加以适当调整，以利于钼、铜选别指标的稳定和提高，最终获得了较为理想的技术。

王立刚等针对西藏某氧化率较高的铜钼矿石进行了选矿工艺试验研究。结果表明，采用先选硫化矿后氧化矿的工艺，用Dy -1油作捕收剂、杂醇作起泡剂，用水玻璃抑制脉石矿物、磷诺克斯抑制方铅矿，取得了较好的综合技术指标。

根据某钼精矿品位低、氧化率高的特点，库建刚等进行了压碱浸试验研究。结果表明，采用常压碱浸多连续浸出时，不仅能保证钼的浸出率达到95%以上，而且降低了药剂成本，同时，浸出液中钼的浓度可获得大幅提高。

赵平等针对某难选钼矿进行了混合浮选试验研究。采用硫化钼矿物和氧化钼矿物混合浮选的原则工艺流程，粗精矿浓缩后在高碱度下加温精选，精选精矿用酸浸除去碳酸盐及其它酸溶性脉石矿物，获得了钼品位和回收率分别为45.65%和70.68%的钼精矿。

针对某辉钼矿矿石嵌布粒度较细、含铅较高的特点，徐引行等采用水玻璃和磷诺克斯为抑制剂、杂醇为起泡剂、Dy-1油为捕收剂，进行了系统的试验    研究。由于对粗精矿再磨后的精选尾矿进行2次扫选后，直接抛弃扫选尾矿，避免了方铅矿等硫化物矿物在浮选回路中形成恶性循环，最终获得了钼品位大于57.00%，含铅低于0.06%的高品质钼精，表明这些措施的应用效果是十分显著的。

宋成盈等对低品位辉钼矿矿石的浸出工艺进行了系统的试验研究。在碱性条件下，辉钼矿矿石不经焙烧，用氧气氧化法将其中的二硫化钼转化为钼酸钠，滤液经酸化、萃取即可得到金属钼；针对这一浸出工艺，研究者考察了反应时间、反应压强、反应温度、氢氧化钠浓度及搅拌转速等因素对钼浸出率影响，通过工艺条件优化，使钼的浸出率达到了99%以上，这样的试验结果相当令人满意。

吕鑫磊等对某辉钼矿精选尾矿进行了浮选柱分选试验研究。以半工业型旋流一静态微泡浮选柱为分选设备，采用1次粗选、2次精选的工艺流程，不仅可以提高精选尾矿再磨再选的分选指标，并且简化了现场1次粗选、1次精选、6次精选的浮选的工艺流程，获得了钼品位38.59%，回收率23.26%的精矿产品，与现场浮选机分选技术指标相比，钼品位和钼回收率分别提高了1.3个百分点和4.72个百分点。

师伟红对某贫镍矿石进行了系统的浮选试验研究。试中采用碳酸钠、水玻璃、CMC的联合作用抑制易浮的脉石矿物，控制矿泥走向，减小矿泥对镍浮选过程的不利影响，在原矿不预先脱泥的条件下，经过2次粗选、1次扫选、3次精选，取得了镍精矿品位3.03%，镍回收率78.67%的分选指标。

针对我国南方某复杂难选硅镍矿石难以通过选矿方法进行富集的情况，车小奎等采用常压酸浸法进行了浸出试验研究。在磨矿细度一0.074 mm占78.60%，液固比6:1，硫酸浓度2.60 mol/L，搅拌强度170 r/min，浸出温度60℃的条件下，浸出6h，浸出贵液中镍的浸出率86%左右，浸渣含镍0.12%左右，浸出液经3次萃取后，Ni²⁺浓度可以达到沉镍要求。

三、其它有色金属矿石的选矿

李志伟等对河南某钒矿石进行了湿法提取五氧化二钒的试验研究，采用强酸浸出—溶液萃取—硫酸反萃—氨水沉钒—煅烧制钒工艺，在氧化剂氯酸钠用量1%，磨矿细度65%-0.074mm，浸出温度90℃，液固比1∶1，硫酸用量30%，浸出时间10h的条件下，钒的浸出率达到了92. 50%；浸出液用P—204，P- 507 ,TBP和磺化煤油溶液萃取，硫酸溶液反萃取，再经氧化、氨水沉淀、热解，可得到纯度98.56%的钒，钒的综合回收率大于85%。

高玉德等对湖南某白钨矿进行了选矿试验研究。采用优先浮硫—白钨常温粗选—钨粗精矿加温精选的工艺流程及碳酸钠—水玻璃-F9组合药剂制度，对含钨0.39%，白钨矿中钨的分布率85%左右的原矿，取得了钨精矿品位67.35%，回收率80.09%的选矿技术指标。

张爱萍对某高硫白钨矿石进行了浮选试验研究。结果表明，在磨矿细度70%～75% -0.074mm的条件下，预先浮选脱硫，再常温浮选白钨，得到了白钨精矿品位62.87%，回收率84.33%的理想指标。

刘玫华针对某低品位锡矿石的特点，采用螺旋溜槽、跳汰和摇床3种不同的重选方法进行了抛尾试验研究。结果表明，摇床抛尾是对该矿进行预选处理的有效方法，锡粗精矿的品位从0.37%提高到3%，回收率72.37%，抛掉的尾矿产率60%，锡在尾矿中的损失仅15.89%，这为后续的锡回收作业提供了有利条件。

孙阳等对陕西商南某锑矿石进行选矿试验研究后发现采用糊精可有效地抑制矿石中的黄铁矿，采用乙硫氮、丁黄药和丁基铵黑药按一定比例混合的捕收剂，可使黄铁矿与锑矿物得到很好明分离；通过粗精矿再磨，可使粗精矿中的锑矿物连生体尽量单体解离，从而提高了分选技术指标。   

蔡震雷等对包钢选矿厂强磁选粗精矿经磁化焙烧一弱磁选所得尾矿进行稀土选矿试验研究。结果表明，经预先脱碳，并经混合浮选得到混合浮选精矿，再经过1次粗选、3次精选、1次扫选，最终获得了REO品位64.4 1%，回收率18.13%的稀土精矿产品。

于秀兰等研究了包钢选矿厂尾矿经A1cl₃或MgO脱氟后进行加碳氯化提取稀土的反应原理和工艺，考察了碳热氯化反应时间和脱氟剂对稀土提取率的影响。结果袁明，在700℃下碳热氯化2h．以Alcl₃作脱氟剂时，稀土提取率可达77%；以Mg0作脱氟剂时，稀土提取率可达84%。

为了有效地减少矿泥对金红石浮选的影响，高利坤等对某难选金红石矿进行了反浮选试验研究。结果表明，采用硫酸铝抑制金红石，用油酸钠反浮选，可以抛弃一定量的泡沫产物，其中的金红石品位0.39%，-0.010 mm粒级脱除率74. 79%率，为金红石的正浮选创造了有利条件；脱泥20对金红石进行正浮选，经1次粗选即可得到品位20.30%，回收率83.88%的金红石粗精矿。