铜锌混合精矿分离技术

1、铜锌混合精矿分离技术第一部分 概述一、铜锌浮选分离的特点铜锌矿石的分选，随次生硫化铜、结合氧化铜、乳浊状嵌布、可溶铜及黄铁矿含量的增高而变得十分难选，选别指标较低。铜锌矿石的选别以混合-优先流程为主，优先流程为次（我国较多采用此工艺），但无论采用那个流程，铜锌分离在国内外一直是难度很大的课题之一。其难于分离的原因在于：1、铜锌矿物紧密共生。致密矿石的黄铜矿常呈5微米以下乳滴状颗粒存在于闪锌矿中，在目前工业磨矿技术条件下很难达到单体解离。2、闪锌矿被次生铜离子活化。其影响是在成矿过程中，于矿物表面形成一种新的化学反应产物的覆盖膜，使得在分选前，矿物表面需进行清洗处理，方能获得良好分选效果。但清洗

2、后矿浆中的离子组成便上升为影响分选的主要因素，又需采取降低有害的Cu2+、Pb2+含量的有效措施。对于第一种情况引起的困难，除采用混合物精矿或中矿细磨外，目前尚无别的良好办法。对于铜离子的活化，在预防和消除后果等方面，进行过许多研究工作，其技术途径可归纳为：1、用硫化钠沉淀铜离子。有人通过化学反应平衡计算认为，铜离子完全可能在闪锌矿活化之前，用硫化钠将其沉淀。这在实验中已等到证实。此外，也可采用阳离子交换树脂或活性炭吸咐溶液中的铜离子。2、使用去活剂脱除闪锌矿表面上吸附的铜离子。比较有效的有NaCN、H2SO4、H2SO4+Fe2(SO4)3等。3、混合精矿脱药，除去捕收剂薄膜。二、国内外主要

3、分离方法多年来，国内外选矿工作者在寻求有效而经济的铜锌分离技术方面做了巨大的努力，建立了不少行之有效的方法。表3-1简列了常用的主要分离方法，以及一些尚处于研究阶段的新方法。抑锌浮铜时，大体上分为四类：氰化物及其合剂；亚硫酸（或盐）及其合剂；硫化钠合剂；羧甲基纤维素。抑铜浮锌的方法有：加温浮选；络合物法硫酸铜与硫代硫酸钠（1：3）络合；赤血盐法。近年来，铜锌分离技术在以下几个方面获得了值得重视的进展：新型有机抑制剂的应用；高梯度磁分离法；电化学氧化；不用活化剂浮锌；选择性捕收剂。表3-1铜锌分离方法分离方法实例抑 锌 浮 铜1、氰化物及其合剂氰化物-硫酸锌芬兰皮哈沙尔选厂氰化物-硫酸亚铁南斯拉

4、夫氰化物-亚硫酸氢盐西班牙塞罗科罗拉多选矿厂2、亚硫酸及其合剂亚硫酸日本日立、吉野，美国布鲁吉尔选厂二氧化硫日本队上北，加拿大斯妥金湖亚硫酸钠-硫化钠-硫酸锌苏联盖依斯克选厂、中国浏阳七宝山硫铁矿黄泥-亚硫酸钠-石灰中国白银厂3、硫化钠及其合剂硫化钠-硫酸锌（或亚硫酸钠石灰）苏联乌拉尔地区选厂，中国八一、平水、大河、涞源等铜锌矿硫化钠-硫酸-铁盐4、羧甲基纤维素苏联兹良诺夫斯克选厂抑 铜 浮 锌1、选择氧化法加温氧化、堆置氧化日本队秋迦内，苏联红乌拉尔、基洛夫选厂2、络合物法硫酸铜-硫代硫酸钠日本3、赤血盐法非洲喀汤加选厂新进展有机抑制剂：胺化羧甲基纤维素-疏乙醇木醣醇磁分离法电化学氧化不用活

5、化剂浮锌选择性捕收剂 三、矿石性质对选择分离方法的影响1、原生与次生原生矿石中，铜锌矿物均保持天然可浮性差异，较易分离，多采用抑锌浮铜；次生矿石中铜、锌矿物氧化变质，可浮性差异小，分选困难，选前需进行表面处理，并视变质后的铜、锌矿物质的可浮性大小来确定是抑锌还是抑铜。2、矿物嵌布粒度致密浸染状矿石的黄铜矿颗粒，常呈5微米以下存在于闪锌矿中，是最难分离的矿石。3、铜矿物的组成当矿石中铜矿物主要为黄铜矿或斑铜矿时，黄铜矿在中性及弱碱性介质中，能较长时间保持其天然可浮性，但在强碱性（PH10）介质中，可浮性下降。在矿床表层的黄铜矿长期受空气氧化，易过粉碎，可浮性差。斑铜矿在酸性及弱碱性介质中均可浮，

6、强酸强碱介质中可浮性下降。该两种矿物均易为氰化物和石灰或氧化剂抑制。主要为辉铜矿和铜蓝时（国内外许多大型斑岩铜矿为辉铜矿，我国以此为主的较少）二者的可浮性相似，在酸性和碱性介质中的可浮性均较好，但比黄铜矿易氧化，性脆，易过粉碎、泥化；氧化后铜离子进入矿浆，会活化其它矿物，使分选困难并消耗药剂。氰化物和石灰对辉铜矿和铜蓝的抑制作用较弱；亚硫酸类药剂、铁氰化钾及大量硫化钠对它们有抑制作用。4、闪锌矿的性质闪锌矿在酸性介质中易浮，在碱性介质中需有Cu2+活化后方可浮选。当其被次生铜离子活化或与铜矿物致密共生时，铜锌便难分离。硫酸锌是可浮性不大的闪锌矿的抑制剂；活化的闪锌矿需采用组合抑制剂，如氰化物-

7、硫酸锌、硫化钠合剂及亚硫酸及其合剂等。四、处理铜锌矿石的几种原则流程生产实践中采用了多种浮选工艺处理不同性质的矿石，但常用的原则方案可大致归纳为如下6个（图3-1）。1、铜-锌-硫矿石（方案1-4）方案1系全浮选，用于矿石中含有大量脉石矿物和自然活化的闪锌矿。优点是首先排除了大量尾矿，但混合精矿分离比较困难。方案2为混合-优先流程，在脉石矿物含量不大的情况下，铜锌混浮然后分离，从尾矿中回收黄铁矿。方案3为优先-混合流程，即优先浮铜，从尾矿中混浮锌硫。方案4为双混合浮选流程，适用于含天然活化的易浮的闪锌矿和需要人为活化的难浮闪锌矿的矿石。2、铜-锌矿石（方案5-6）方案5 为优先-混合流程，适用

8、于铜锌比大，铜矿物比锌矿物先解离的矿石。混合精矿的分离采用抑锌浮铜。方案6为混合-优先流程，特点是混合精矿在空气中静置5昼夜，抑铜浮锌。矿石混合浮选方案1铜浮选尾矿铜精矿锌浮选方案2方案3锌浮选锌精矿矿石铜锌浮选铜浮选铜精矿锌浮选尾矿锌精矿硫精矿锌精矿硫浮选硫精矿尾矿矿石铜浮选铜精矿锌-硫混浮尾矿硫精矿矿石混合浮选铜浮选铜精矿锌硫混浮锌浮选锌精矿硫精矿尾矿方案5矿石铜浮选铜锌混浮铜精矿尾矿铜浮选铜精矿锌精矿方案6矿石铜锌混浮尾矿混合精矿在空气中氧化锌浮选锌精矿3铜精矿方案4第二部分 分离方法各论【抑锌浮铜部分】一、氰化物及其合剂1 氰化物-硫酸锌基本原理氰化物是强碱弱酸生成的盐，在矿浆中水解，

9、生成HCN和CN-。碱性矿浆中CN-浓度增高，抑制效果加强；PH值降低，形成HCN，抑制作用降低，且HCN是有毒气体，故氰化物必须在碱性矿浆中使用。有些选厂单用氰化物的效率很高。当矿浆中存在铜离子或其它重金属离子时，引入锌离子可防止铜沉积于闪锌矿表面。一般氰化物总量是与其它抑制剂如硫酸锌、硫化钠、亚硫酸盐和碳酸钠等合用，这既加强抑制作用，又节省氰化物用量。通常认为，氰化物与硫酸锌反应生成胶体氰化锌沉淀，并沉积于闪锌矿表面，使之亲水并防止捕收剂吸附，其反应式为：2NaCN+ZnSO4=Zn(CN)2+Na2SO4。氰化物与硫酸锌的比例一般为1：2-5。如氰化物过量，则会发生下列反应：Zn(CN)

10、2+2CN-=Zn(CN)42-络离子具有更强的抑制作用。生产实例芬兰皮哈尔沙选厂处理铜锌黄铁矿矿石，年产2万吨铜精矿，3.5万吨锌精矿，45万吨黄铁矿精矿。矿石含铜0.77%，锌2.70%，硫30.7%。主要矿物质组成（%）：黄铁矿60-70，闪锌矿4-7，黄铜矿2-3，重晶石3-8，碳酸盐2-5，其它15-30。该项厂采用Zn-CN法抑锌、硫浮铜、其指标为（%）：铜精矿含铜24.9，锌3.4，铜回收率91.2；锌精矿含锌50.4，铜0.3，锌回收率88.6；硫精矿含量硫51.0，回收率79.3。药剂消耗见表3-2。表3-2药剂消耗（克/吨）项目黄药熟石灰硫酸铜氰化钠硫酸锌硫酸起泡剂PH浮铜

11、65165002514500711.7-12.0浮锌1515003203003812-12.2浮硫1400000500054.5-52、氰化钠-硫酸亚铁南斯拉夫一些矿石中的闪锌矿不用硫酸铜预先活化便可浮游，使用硫酸锌、氰化钠和硫化钠之类的药剂得不到满意结果；而在PH值3-10范围内，混合使用硫酸亚铁与氰化钠（比例不超过2）抑锌，效果良好。3、氰化物-亚硫酸氢锌西班牙的塞罗.科罗拉多选厂，由于闪锌矿在矿床中被活化而与铜矿物一起浮游，最终铜精矿（Cu15-18%）常含Zn 5-15%，使原设计的冶炼厂不适于处理这种类型的精矿，从而导致生产下降。因此 ，对Cu-Zn-FeS2混合精矿中闪锌矿的去活和

12、抑制作了广泛研究，包括：用SO2法去活和抑制（用或不用加温浮选）；用亚硫酸氢锌抑制（加或不加氰化物）；用硫化钠或活性炭去活；用氰化物和硫酸锌去活。除氰化物-硫酸锌有一定的适应性外，其它方案都不能有效分离铜、锌，即使是氰化物-硫酸锌，对含辉铜矿高的矿石效果也不好。但在碱性矿浆中添加亚硫酸氢锌-氰化物却获得了良好效果，不仅得到了高品位和高回收率的铜精矿，而且得到了锌精矿。中间试验流程见图3-2，中间和工业试验结果表见表3-3和表3-4。表3-3 中间试验结果抑制剂，克/吨铜精矿锌精矿NaCNZnSO4Zn(HSO3)2品位，%回收率，%品位，%回收率，%CuZnCuZn00010.416.281.

13、481.800320500020.19.076.722.95243.5120019026.04.885.413.351.846.6表3-4 工业试验结果表抑制剂，克/吨给矿品位，%铜精矿品位，%回收率，%NaCNZn(HSO3)2CuZnCuZnCuZn001.000.4718.677.8483.514.61101550.990.4622.524.0281.230.9 磨矿矿泉矿60% -74微米pH6.0-7.0异丙基黄药松油给矿矿矿泉矿混合粗精矿Cu-Zn-FeS2粗选尾矿石灰pH 11.5Zn(HSO3)2再磨矿泉矿85% -37微米NaCN调整槽槽矿扫选矿泉矿Cu精选1矿CuSO3调整

14、矿矿泉矿NalpxPH 12.0调整矿矿泉矿ZnS浮选ZnS精选1ZnS精选2石灰pH 12.2ZnS精矿FeS2精矿Cu精选2矿石灰pH 12.2Cu精矿矿石灰pH 12.2Cu精矿矿图3-2 中间试验流程二、亚硫酸（或盐）及其合剂1、亚硫酸法概述二氧化硫溶于水即生成亚硫酸，故亦称二氧化硫法。亚硫酸盐和硫代硫酸盐的作用原理基本相同，亦归入该法。亚硫酸法的特点对铜矿物的抑制作用不大，对硫化矿物的抑制顺序为：未活化的闪锌矿黄铁矿黄铜矿。亚硫酸法已得到广泛应用，优点是能免除氰化物的公害和对金银的溶解，对含黄铜矿或辉铜矿的矿石都能适应。为了加强抑制效果，常与其他抑制剂配合使用，例如，对被铜离子活化的

15、闪锌矿，以亚硫酸钠与硫酸锌混用的效果较好。应用亚硫酸法需掌握下述四个关键：亚硫酸用量要自动控制，以保持PH值的稳定；加入亚硫酸的搅拌槽及在酸性介质中进行浮选的设备要衬胶防腐；加入亚硫酸的搅拌槽上加盖，并不断抽气将酸气引走，以改善劳动条件；先用H2SO3将矿浆pH值调到4-5，再加Ca(OH)2使PH值稳定在6.0左右。过程明显稳定，指标更好。作用原理亚硫酸在水中的离解反应为：H2SO3=H+HSO3-，HSO3-=H+SO32-.水溶液中H2SO3，HSO3-和 SO32-浓度，取决于溶液的PH值。PH值越低，H2SO3含量愈高；反之，H2SO3愈低。在浮选实践中，矿浆PH值常控制在5-7范围

16、内，此时起抑制作用的主要是HSO3-。亚硫酸的作用主要有以下三种见解：亚硫酸（及其盐）具有强还原性，可使次生硫化物的氧化程度降低，还可将可溶性重金属离子还原成金属，消除它们对闪锌矿与黄铁矿的活化作用。能选择性地分解金属黄原酸盐，既可优先分解黄原酸锌和黄原酸铁，而黄原酸铜比较稳定。具有清洗矿物质表面氧化膜的作用，可使黄铜矿表面更清铁浮。生产实例日本以亚硫酸分选复杂硫化矿闻名，有不少选厂采用此法分选铜、锌，获得良好结果。松峰选厂处理含次生铜约17%的矿石。原矿含（%）：铜2.5，铅0.82，锌3.16，黄铁矿30-40，矿石嵌布细，易氧化。采用棒-球磨将矿石磨到-400目占70%，以二氧化硫并配合

17、石灰抑制锌、硫，混合物浮选铜铅。混合精矿加温到60-70进行铜分离，获铜精矿品位24.36%，铜回收率88.88%；锌精矿品位56.59%，锌回收率88.41%。日立选厂采用亚硫酸抑制锌、硫浮铜后，铜精矿品位提高2.7%，回收率提高14%，锌精矿回收率提高20.5%。吉野选厂用亚硫酸抑锌浮铜，主系统铜精矿品位提高6%，锌回收率提高14%，矿泥系统铜精矿品位提高4.6%，锌回收率提高9.8%。上北选厂用SO2抑锌浮铜，铜精矿品位提高5%，锌精矿回收率提高12%。瑞士有丙个选矿厂使用SO2，效果也比较好。加尔品别尔选矿厂年处理矿石量50万吨，有部分银铅矿石含有较多滑石，有些矿段的矿石强烈风化，方铅

18、矿转化为碳酸盐和硫酸盐。入选矿石含（%）：铜0.3，锌4.5，铅3.2（其中0.3-0.4%在白铅矿和铅矾中），金1克/吨，银100克/吨。矿石经一段棒磨和三段球磨达57%-0.044毫米，在第二和第三段磨矿之间添加起泡剂浮选滑石。1982年取消氰化物、硫化钠和硫酸锌，采用在铜铅混浮前加入SO2的工艺。18个月生产指标比较结果为：加SO2时，大大降低铜铅精矿中锌的含量，铜精矿的回收率和品位分别由62.0%和13.5%增加到78.7%和19.8%；最终尾矿中锌的含量虽有某些增加，但锌精矿的锌回收率仍然提高（因锌在铜铅精矿中的损失减少）。斯捷肯欧克选厂年处理矿石量为60万吨，选三种类型矿石：高含量

19、银、铜、锌的细粒嵌布黄铁矿矿石；高品位铜的粗粒矿石；高铜石墨页岩。这些矿石比为60：30：10，平均含量：Cu1.6%，Zn3.3%，Au0.3%克/吨，银44克/吨。矿石经两段磨矿至50%-0.04毫米，经过1981年底采用SO2代硫酸锌抑锌浮铜以及1983年将矿浆PH调至7.0浮铜后，铜精矿中锌大大减少。加拿大诺兰达矿GeCo铜锌矿石选矿厂于1957年开工，生产能力为3500吨/日，产品为铜和锌精矿，副产少量铅精矿。近年来，由于在磨矿回路中采用水力旋流器改善分级效率，及铜精矿再磨后用二氧化硫酸化矿浆（pH值4.5-5）抑锌，结果降低了锌在铜精矿中的损失（由6.5%降至4.5%），提高了铜精

20、矿品位（由27%提高到29%）以及锌回收率由80%提高到86%。上述改进给选厂带来了2亿加元的经济效益。2、亚硫酸-硫化钠白银有色金属公司选冶厂采用亚硫酸和硫化钠组合剂分选铜锌硫矿石。该厂矿石为致密块状铜锌硫矿，主要矿物质为黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、辉铜矿、石英、绢云母、方解石等，铜、锌、硫矿物共生密切，结晶粒度细，单体解离难度大。该厂根据锌矿物存在“易浮”和“难浮”两部分特性，采用部分混合浮选流程，即在石灰介质中（pH值12）抑制黄铁矿浮选铜和易浮锌，混合精矿再磨，用亚硫酸加硫化钠进行铜锌分离（pH值6-7）；难浮锌和浮铜尾矿加硫酸铜与石灰，进行锌分离，生产原则流程如图3-2。图3-2

21、 白银选厂浮选原则流程××CaO200-400克/吨丁黄药110，2号油25-200目82-85%铜锌混浮Na2S200-400××××H2SO3200-400丁黄药10-35铜锌分离-200目94-96%石灰（CaO）800/米3CuSO4 400××丁黄药1402号油45铜精矿铜浮选锌精矿硫精矿原矿3、亚硫酸钠-硫化钠-硫酸锌苏联乌拉尔的铜锌硫矿有致密块状和浸染状两种，其物特点是矿物粒度细，共生密切，组成比较复杂，如次生硫化铜矿（铜兰、辉铜矿）占铜含量的10-50%。这类矿石中的硫酸铜含量达10公斤/吨，黄铁矿

22、具有很高的浮选活性。一般采用多段磨矿，在石灰造成的高碱性介质中（pH值12左右），抑黄铁矿浮出铜锌混合精矿。混合精矿再磨、精选后，仍在石灰介质中，用亚硫酸钠、硫化钠和硫酸锌进行铜锌分离。如乌拉尔地区的盖依斯克矿，总铜矿物中含斑铜矿19.7%，铜铅混合精矿含铜9.63%，锌12.7%，先加硫化钠、活性炭搅拌10-20分钟使药剂解吸，然后往再磨的球磨机中添加硫化钠、硫酸锌、亚硫酸钠和石灰（保持铜浮选时游离CaO达500-600克/米3），用丁黄药浮铜，可获铜精矿品位24%，铜分离作业回收率93.1%；锌精矿品位47.8%，锌分离作业回收率78.2%。其它类似矿石有列维赫尼斯克、洛莫夫斯克和哲兹卡兹

23、干等，分选工艺和药剂制度相似。4、黄泥-亚硫酸-石灰白银厂3号线堆积了17万吨块状铜、锌、黄铁矿矿石，长期以来，由于矿石难于找到适宜的选矿方法，一直未予处理。在长期堆存过程中严重氧化，导致铜、锌、硫的分选十分困难。经过多种方案的试验，最终找到了黄泥-亚硫酸钠-石灰法抑制黄铁矿混合物浮选铜、锌，然后再用硫化钠-亚硫酸钠-硫酸法进行铜-锌分离浮选，获得了较好结果。该法已付诸工业生产。三、硫化钠及其合剂1、硫化钠的浮选特性硫化钠在浮选生产实践中的作用是多方面的：硫化矿的抑制剂，有色金属氧化矿的硫化剂（活化剂），矿浆pH值调节剂，硫化矿混合精矿的脱药剂等。硫化钠在水中按下式解离：Na2S+2H2O=2

24、Na+2OH-+H2SH2S=H+HS-,K1=3.0×10-7HS-=H+S2-,K2=2.0×10-15在水中解离情况和H+的浓度有关。大量的硫化钠会强烈地抑制大多数硫化钠矿，其抑制递减顺序大致为：方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、斑铜矿、铜兰、黄铁矿、辉铜矿。硫化钠的作用与它的浓度、搅拌时间、矿浆pH值和温度等因素有密切关系。硫化钠用量 用量过小，不足以使矿物得到充分硫化；过大，则会引起抑制作用，使已经硫化的矿物重新受抑制。因此，硫化钠用量应严格控制，且应分批添加。矿浆pH值 在需要较高的硫化钠用量时，为避免pH过高，可采用硫氢化钠代替，或在硫化时适当添加硫酸亚铁、硫酸或硫酸铵

25、，以消除由于大量的硫化钠所造成pH值过高而带来的不良影响。硫化时间和搅拌强度 硫化时间越长，矿物表面形成的硫化钠薄膜越厚，对浮选有利；但时间过久，会由于硫化钠水解而失效。应当避免强烈搅拌，因为这样会造成硫化膜的脱落，通常搅拌1-3分钟。由于大量硫化钠有强烈排挤黄药类捕收剂的作用，故利用其作为混合精矿进行优先浮选前的脱药剂。硫化钠与其它抑制剂合用时，效果往往更好。2、硫化钠与硫酸锌反应生成的细粒分散胶体硫化锌，会吸收矿浆中的铜离子，也会吸咐在闪锌矿表面，使其受到抑制。胶体硫化锌对活化的闪锌矿有较强的抑制作用，如矿石中含有较多的次生硫化铜矿时，可采用此法。据研究，硫化钠与硫酸锌的添加方式及硫化钠在

26、矿浆中的浓度等，对抑制效果有密切关系。事先配制好的胶体硫化锌抑制作用小，只有在矿浆中初生的才有显著效果。为了节省硫化钠用量和保持其在浮选工作线有必要的浓度，一般认为，硫酸锌加在磨矿机，硫化钠加到浮选比较合适。生产实例：苏联盖依斯克选厂 铜锌混合精矿按每吨先加硫化钠150吨、活性炭300克进行解吸，搅拌10分钟后浓缩，含68%固体的混合精矿送去再磨，磨机中再按每吨加硫化钠300克，调浆时加硫酸锌300克，在pH值为9左右进行抑锌浮铜，捕收剂用异丙黄药。苏联哲兹卡干选厂 为了从含锌4-12%的铜精矿中脱锌，按设计的铁氰化物工艺抑铜，锌回收率为40%；后来改用硫化钠和硫酸锌在石灰介质中抑锌，接着再用

27、亚硫酸钠、加温矿浆和硫酸铜活化闪锌矿。国内在处理铜、锌、硫矿石时，一般在石灰介质中用硫化钠-硫酸锌抑锌、硫优先浮铜。陕西八一铜锌硫化矿 原矿含铜1.42%，锌2.669%，硫20.317%。次生铜矿物有辉铜矿、铜兰等，含量变化大，一般占总铜矿物的10-37%，含黄铁矿高达33%，存在大量可溶盐。入选原矿自然pH值为3-5，大量铜离子使闪锌矿活化，给铜锌分离造成困难。1981年采用优先流程，在石灰介质中用硫化钠和硫酸锌抑制锌、硫浮铜，获得较好指标：铜精矿品位18%，铜回收率82%；锌精矿品位41%，锌回收率50%。河北涞源铜、锌磁铁矿 原生铜矿物含量约70%，其它为次生铜和墨铜矿等。闪锌矿被铜离

28、子强烈活化，在自然pH条件下，仅加少量乙黄药，泡沫产品的锌回收率高达85%，锌的富集比达16-17%；铜进入泡沫产品的回收率只有57%（约占原生矿的80%），因此该矿样的铜锌分离十分困难。用氰化物法，得不到铜和锌的合格精矿；但采用碳酸钠、硫化钠、硫酸锌的优先浮选流程，或用乙基黄药混合浮选铜锌，以石灰、亚硫酸、硫化钠、硫酸锌分离混合精矿，均可获得较好的分离指标。浙江平水铜、锌、硫多金属矿 含次生铜25%。当磨矿细度由-200目70%提高到90%，在石灰介质中用硫化钠、亚硫酸钠、硫酸锌组合抑制剂取代氰化物法后，铜精矿品位由10-11%提高到16-17%，铜回收率由71-78%提高到82%以上，精矿

29、含锌由16-20%降到10%以下；综合回收的锌精矿品位50%，锌回收率61-65%。四、羧甲基纤维素苏联哲兹卡兹干矿冶联合企业生产铜铅精矿，综合回收了铼和银，80-85%锌富集于铜精矿中（含锌4-12%），使铜精矿和的品级和质量降低。曾用铁氰化钾抑铜，可获得锌精矿（回收率40%）；1979年在石灰介质中用硫化钠和硫酸锌抑制闪锌矿，效果中等；而采用高分子有机抑制剂，尤其是羧甲基纤维索，当用量适宜时，可选择性地抑制闪锌矿，而不降低铜矿物质的浮游性。其较佳条件为：矿浆浓度18-22%，羧甲基纤维素用量400克/吨，矿浆pH值9.5-10，丁黄药30克/吨，硫酸铜150克/吨。结果表明从含铜10-13

30、、锌4-12%的给矿中选出含铜40-42%、锌3-4%的铜精矿，铜回收率高达93.2-94.7%；锌精矿品位40-43%，含量铜2-3%，锌回收率为57.1-67.9%。【抑铜浮锌】与抑锌浮铜比较，抑铜浮锌法较少采用。主要原因是，一般来说铜矿物的浮游性大于闪锌矿。目前工业上的抑铜浮锌法主要以下几种：一、选择氧化法1、加温氧化利用铜锌矿物质氧化能力的差异，在石灰造成的高pH值矿浆中长时间加温，选择性地使黄铜矿氧化，然后浮锌。日本释迦内选矿厂处理铜锌混合精矿时，用石灰（3.2公斤/吨）调整pH值到12，将含60%固体的高浓度矿浆于60加温150分钟，之后稀释至40%固体。此时，pH为8-9，再按每

31、吨加硫酸铜160克、戊黄药3克、甲基异丁基甲醇1克浮锌，槽内产品为铜精矿。现厂生产表明，锌精矿含铜高时，可以提高处理温度和矿浆pH值来解决；如铜精矿含锌高，则采取相反的措施，并增加捕收剂用量；如锌精矿含锌低，而铜精矿含锌高时，可多加硫酸铜。2、堆置氧化苏联红乌拉基洛夫选厂采用此法抑铜浮锌。铜锌混合精矿在大气中堆置数天后，使铜矿物表面氧化，然后抑铜浮锌，获得了较好分选效果。二、络合物法日本有选厂使用CuSO4和NaS2O3（浓度比例为1：3）制备的络合物作为闪锌矿的活化剂和黄铜矿与黄铁矿的抑制剂以分离铜锌，效果颇佳。三、赤血盐法该项法除非洲喀汤加使用外，很少发展。第三部分 研究新进展一、有机抑制

32、剂1、胺化羧甲基纤维素苏联兹良诺夫斯克选厂在采用混合-优先流程处理组成复杂的硫化和混合矿石中，由于有相当部分被天然活化的锌矿物进入铜锌混合精矿，精选分离困难，影响铜、铅精矿物品级，造成锌的损失。1984年，该厂试验车间研制成功胺化羧甲基纤维素，用于抑制天然活化锌矿物为有效。制取方法很简单：在反应槽内加8米3水、80公斤液氨，在强烈搅拌下加入160公斤羧甲基纤维素，搅拌1小时后，向槽内补加水，直至16米3，所得溶液含1%羧甲基纤维素和0.5%氨，即胺化羧甲基纤维素。此纤维素在该选厂生产上应用后，锌精矿的锌回收率提高0.79-1.22%，铜精矿中的锌含量降低；同时，在保持铅精矿质量不下降情况下，铅

33、回收率提高0.78-1.14%。在浮选克列霍夫斯克矿床的混合矿石时，胺化羧甲基纤维素的作用更加明显：黄药用量减少30%；铜、锌和铅的回收率分别提高19.09、0.58和3.52%；三种精矿的质量同时得到改善，还给回水利用带来好处。2、-巯基乙醇（HSCH2CH2OH）美国来利桑那大学Raghavan等发现，-巯基乙醇（以下简称BME）在pH5-11范围内，是被戊黄药复盖的闪锌矿的强烈抑制剂，但不抑制被铜离子活化的闪锌矿；而被BME抑制过的闪锌矿却比较容易为铜离子活化。与此同时，BME对黄铜矿的抑制作用很弱，似有可能用其实现铜锌矿石浮选分离。他们通过润湿性、动电位及吸附研究指出，BME对闪锌矿的

34、抑制作用，是由于它化学吸附在闪锌矿的表面，生成亲水性的络合物 Zn(SCH2CH2OH)3-,且非常稳定；BME不抑制黄铜矿，可能是由于戊黄药-铜离子络合物的稳定性大于BME-铜离子络合物。3、木醣醇苏联选矿工作者曾用高选择性、低毒的木糖醇抑锌浮铜，提高了铜的回收率，减少了锌的损失。二、高梯度磁分离据日本队专利报道，将磨细的硫化钠矿石在以熟石灰调整矿浆（pH=12）的条件下，用混合-优先浮选法分选成铜锌混合精矿（-325目占85%）和黄铁矿-脉石产品。该精矿通过具有金属网状聚磁介质（250×250微米截面的方形金属丝编成）的高梯度磁选机，在场强1551.76千安/米（19500奥斯特

35、）、矿浆流速180米/时情况下，分选成铜精矿与锌精矿。前者进一步用磁选机分选，以排出中矿（夹杂的非磁性物料）。铜精矿、中矿和锌精矿中，铜的回收率分别为93.98，19.72和1.38%，锌的回收率依次为3.57，5.04和76.71%。高梯度磁分离法与常规浮选工艺相比，铜锌的回收率分别提高17-18%和2-9%。三、电化学氧化法矿物表面的氧化程度对其可浮选性有重要影响，氧化法就是利用各种硫化矿物氧化速度不同，扩大矿物间的可浮性差异。电化学氧化法是充气、加温氧化法的新发展。苏联哲兹卡兹干选厂采用电化学氧化法处理脱药后的铜、铅、锌混合精矿获得了良好效果：在抑制剂用量相同条件下，与鼓入空气氧化相比，

36、铜回收率提高4%，且精矿质量良好；或在指标相同情况下，抑制剂用量可以减少50%。苏联还报导了用电化学法处理致密块状铜锌矿石的混合精矿，铜和锌的回收率分别提高2.1和2.8%的结果，并查明主要是提高了20微米以下细粒矿物的回收率所致。四、不用活化剂浮锌闪锌矿不用金属离子活化而能直接浮选，已在法国获得突破性进展。一般认为，闪锌矿不同于黄铜矿或方铅矿，是一种禁带宽的半导体硫化矿物，在表面不能催化形成疏水性的黄原酸锌，故长期以来一直用铜离子活化后进行浮选。最近，法国B.Marouf等研究发现，闪锌矿在酸性（pH4）介质中，可不经铜离子预先活化就被戊黄药直接浮出。经微观测试证实，在闪锌矿表面有疏水性物质戊基黄原酸锌的存在。他们进一步发现，用强氧化剂（次氯酸盐或高锰酸钾）预先氧化，会使闪锌矿的浮选pH范围加宽到9，同时证实，在此pH区间有ZnX2疏水性物质的稳定存在。在高的氧化电位下闪锌矿的可浮性提高，而一般硫化矿物要在适当氧化电位下才浮游，示有可能实现闪锌矿与其它硫化矿物的无氰浮选分离。此外，表面氧化反应很迅速，当闪锌矿与黄铜矿及黄铁矿共存于一个浮选体系时，闪锌矿会选择性氧化浮出。上述研究结果已引起广泛的注意。五、选择性捕收剂的应用西北矿冶研究工作院研制的酯-105，用于建德铜矿选厂的铜铅浮选分离回路，明显地提高了