绿铜锌矿是锌和铜的氢氧化物组成的碳酸盐矿物。它们与孔雀石一起产在锌和铜矿床的氧化带中。绿铜锌矿的形状似羽毛，蓝绿色。因为绿铜锌矿是富锌矿风化的产物，所以根据它可以找到锌矿床。绿铜锌矿主产地：美国亚利桑那州、南达科塔州、新墨西哥州、犹他州，纳米比亚的特森布，扎伊尔的杨格库班杂，法国，希腊，意大利，俄罗斯。绿铜锌矿产地特征：与富含二氧化碳的水体发生反应而性质发生改变的锌、铜矿床附近。    铜锌矿中还可以出产羟硫硅铜锌石，羟硫硅铜锌石的晶体为针状，晶体集合在一起呈簇状和半球状。一般情况下与锌孔雀石、羟碳锌石、硅锌矿、菱锌矿、三方氯铜矿、氯铜银铅矿等矿物产在一起。羟硫硅铜锌石颜色为浅绿色，透明，具有玻璃光泽。    另外，锌来源于铅锌矿、闪锌矿、铜锌矿等。用铜锌矿制取金属新的方法：将铁闪锌矿或铜锌矿在空气中煅烧成氧化锌，然后用炭还原即得到金属锌；或用硫酸浸出铜锌矿石成硫酸锌后，再用电解法将锌沉积出来。    昆虫在探矿和报矿的作用中可以说是异军突起了。最先引起人们注意的是从事甜蜜事业的蜜蜂，人们在分析蜂蜜和花粉时发现，当铜、钼、钛、铜和锌等元素的浓度相当高时，就可能在蜜蜂采集花蜜的地区或其附近，发现有价值的找矿线索，据报道，已知在铜锌矿化地区采集的花粉，铅的含量高达4～9倍。    营养性锌缺乏病又称锌缺乏症，是由于摄入不足，需要量增加，膳食锌生物利用率低所致。锌是人体六大酶类、200 种金属酶的组成成份或辅酶，对全身代谢起广泛作用。锌主要含于肉类与谷物中。缺锌时，以食欲减退、生长迟缓、异食癖和皮炎为突出表现，多发生于＜6 岁的小儿。     更多关于铜锌矿的资讯，请登录上海有色网查询。

铜锌记忆合金的成分有数十种之多，记忆合金是一种原子排列很有规则、体积变为小于0.5%的马氏体相变合金。这种合金在外力作用下会产生变形，当把外力去掉，在一定的温度条件下，能恢复原来的形状。由于它具有百万次以上的恢复功能，因此叫做"记忆合金"。当然它不可能像人类大脑思维记忆，更准确地说应该称之为"记忆形状的合金"。此外，记忆合金还具有无磁性、耐磨耐蚀、无毒性的优点，因此应用十分广泛。科学家们现在已经发现了几十种不同记忆功能的合金，比如钛－镍合金，金－镉合金，铜－锌合金等。通常我们能使用到的铜锌记忆合金主要成分为：铜64%锌18%镍18%或者铜锌铝的记忆合金。马氏体转变温度大概在100℃左右。密度是6.75g/cm3。铜锌合金又叫假黄金。铜锌铝的记忆合金属于功能材料的一种，它具有温度形状记忆效应，尤其是具有感温、驱动双重功能，因此特别适合于需要感温并使其动作的部件。铜锌合金材料在国外也还仅仅部分商品化，在国内还处于起步阶段。 

思茅大平掌铜铅锌矿原设计出产铜精矿、锌精矿、铅矿三种产品，但多年来的出产实践.因为铜锌矿浮选作用欠好，铜锌矿藏一直以来都是以混合精矿方式产出，未形成独立的合格产品，其产品价值低，未得到较好的归纳使用，为进步矿山归纳收回使用的水平，公司要求在确保主产品铜精矿档次≥20%，收回率≥70%，铜精矿含锌≤9.00%的状况下，归纳收回锌，锌精矿档次≥35%，收回率≥90%,锌精矿含铜≤5.00%。 　　铜锌矿浮选流程实验先选用铜锌混合精矿再磨，再用调整剂、脱药剂、按捺剂、组合捕收剂进行分选铜锌，取得的闭路实验目标为：铜精矿档次23.89%,铜精矿含锌8.70%,铜精矿收回率74. 49%，铜精矿档次39.02%,锌精矿含铜3.41%，锌精矿收回率91.52%，均大幅度地进步了铜锌矿藏选别目标。 　　1、矿石性质 　　1.1多元素分析 　　 　　1.2铜物相分析 　　 　　1.3矿藏组成 　　黄铜矿为铜的首要金属矿藏，其次为辉铜矿，少量斑铜矿和铜蓝。铜矿藏首要为硫化矿，氧化矿部分所占份额仅为1.03%。 　　黄铜矿常呈粗粒集合体产出，粒度相对较粗，部份稠浊于黄铁矿中呈共生及连生体产出。 　　黄铁矿是矿样中含量较多的金属矿藏，其在样品中占有较大份额，多呈不规则粒状，少量呈自形或半自形晶状.在矿样中黄铁矿的散布不均匀，有的呈细密状，有的呈细脉状。在细密状中的黄铁矿碎裂较发育，黄铜矿、闪锌矿交叉其间，黄铁矿的粗细不均，一般在0.3~0.1 mm。 　　闪锌矿为锌的首要组成矿藏，部分与方铅矿和黄铜矿严密共生，这也是导致铜、铅、锌彻底别离较为困难的首要原因。另一部分闪锌矿呈细粒颗粒状，与黄铜矿一同在黄铁矿裂隙中。 　　方铅矿为铅的首要组成矿藏，其表面已部分被氧化，使其在浮选过程中可浮性欠安。有部分方铅矿与天然银发作包裹现象，其全体与黄铜矿告知发育充填于黄铁矿裂隙中，嵌布粒度较细。 　　2 、浮选实验成果及铜锌矿浮选流程 　　磨矿选用XMB一67型200 x 240棒磨机，浮选选用XFD3.0 L ,1.5 L,1.0 L,0.75 L,0.5 L浮选机。 　　2.1铜锌别离实验及评论 　　依据铜锌矿藏的嵌布粒度细等特色，终究断定选用抑锌浮铜的浮选工艺比较合理。对铜锌混合精矿进行再磨后，经过脱药剂、调整剂、按捺剂、组合捕收剂品种及用量等实验。挑选了作为脱药剂，石灰作为调整剂，硫酸锌和钠作为锌矿藏的按捺剂，乙黄药作为铜矿藏捕收剂，乙黄药+PAC作为锌矿藏的弱组合捕收剂。药剂用量实验流程见图1、图2;实验成果见表3。　　铜锌别离浮选工艺条件为:铜锌混合精矿再磨细度(-300目)90%;脱药(加人磨机)4 000g/t;石灰3 000 g/t(加人粗I);硫酸锌5 500 g/t;钠3 500 g/t;乙黄药+PAC 160 +42.4g/t;2#油5g/t。 　　2.2闭路流程实验及评论 　　依据以上工艺条件实验，进行了不同流程的闭路实验，闭路实验成果见表4。　　经过对四个闭路实验流程目标进行比照分析，一精、一扫闭路实验流程的铜锌目标为最低，三精、一扫闭路实验流程铜精矿档次和收回率为最高，而三精、二扫闭路实验流程锌精矿档次和收回率为最高，但两者之间距离较小，经归纳各方面状况分析，铜锌别离浮选选用二粗一扫三精闭路流程比较合理，其闭路的泡沫产品得到铜锌两种独立合格的产品。　　闭路流程实验取得的闭路实验目标为;铜精矿档次23.89%,铜精矿含锌8.70%，铜精矿收回率74.49%，锌精矿档次39.02%，锌精矿含铜3.41%,锌精矿收回率91.52%，悉数目标超越要求目标。实验成果表明，本实验断定的选别条件及工艺流程是合理的。 　　3、铜锌矿浮选流程实验定论 　　(1)磨机中加人能有用的脱去附着在铜锌混合精矿表面的药剂;在碱性介质中，加人钠，有利于铜锌别离;加人硫酸锌能有用的按捺锌矿藏，乙黄药与PAC混合使用是进步锌精矿档次的一种有用的弱组合捕收剂; 　　(2)断定了合理的铜锌别离浮选流程后，在铜锌混合精矿含铜9.42%、含锌30.11%时，取得了铜精矿含铜23.89%，收回率74.44%;锌精矿含锌39.02%.收回率91.52%的较为满足的闭路选别目标; 　　(3)实验成果表明，从含铜9.42%、含锌30.11%的铜锌混合精矿中.可取得含铜23.89%的铜精矿和含锌39.02%的锌梢矿.作为归纳使用可望完成。

铜锌合金价格,7月份铜锌合金价的反弹与欧洲银行的压力测试有一定的相关性，尽管突破时间要早于结果发布时间，但由于压力测试结果早在投资者的预期当中，因此行情提前发动亦不足为奇。品名牌号 /国标代号/规格产地参考价日期铜锌合金铜锌合金国产58000-59000 (元 /吨)8月 26日铜锌合金铜锌合金国产59000-61000 (元 /吨)8月 26日铜锌合金含铜锌合金国产、进口140000-150000 (元 /吨)8月 26日铜锌合金铜锌合金国产、进口120000-130000 (元 /吨)8月 26日但压力测试的结果尽管令人满意，但市场仍旧存在质疑。最重要的一点是欧洲银行监管委员会的测试标准并不严格，首先它没有把国家信用违约作为一个可能发生的事实放进前提假设。另外一点是对于银行利润增长的假设过于美好，忽视掉主权债务违约的风险，而6%的核心资本充足率比例又显得过低。欧洲银行的压力测试更多的是一种作秀，旨在提升市场信心。矛盾没有得到完美的解决。此次沪铜锌合金的表现有两个很明显的特点：一个是从国内品种比较，沪铜锌合金涨势不如铜锌合金与锌。沪铜锌合金与沪锌此次都各自取得了5%以上的涨幅，但沪铜锌合金的涨幅还不到4%；第二个是与外盘相比，LME铜锌合金价取得了7%以上的涨幅。这两组数据显示沪铜锌合金的上涨很大程度上是被动拉涨的，这也可以从成交量数据上得到确认，伴随沪铜锌合金的上涨，成交量并没有与之配合显著增加。种种迹象都显示此次沪铜锌合金的上涨基础并不牢靠。未来还可能继续存在回落空间。

专利摘要本发明涉及铜锌物料鼓风炉熔炼铜锌分离方法技术领域。其为简化工艺、降低生产成本而研制的。它将复杂铜精矿与石灰石以一定比例混合，制粒；在链式烧结机上烧结成块；鼓风炉熔炼；在铜口放出粗铜，在烟气中回收氧化锌后脱硫。它具有方法简单、工艺合理、对原料适应性广优点，适宜在铜冶炼行业上推广应用。 　专利主权项权 利 要 求 书 1．一种铜锌物料鼓风炉熔炼铜锌分离方法，其特征在于步骤依次为：(1) 将复杂铜精矿与石灰石以1∶0．16～0．25重量比例范围混合、制粒；(2)在链式烧结机上于800-850℃烧结成块；(3)鼓风炉熔炼；(4)在铜口放出粗铜，在烟气中回收氧化锌后脱硫，再进行排空。

     铜锌合金粉是一种重要的 金属 颜料，它具有酷似黄金的颜色和随角异色等特点，在装饰、油墨等方面得到广泛应用。本文在铜锌合金粉色相分析，提高铜锌合金粉的光泽度，以及提高铜锌合金粉的耐酸，耐高温性能方面，开展了研究工作。     为了表征铜锌合金粉的色相，以色相产生的光学原理为基础，与湖南技术物理研究所合作研制了色相测量仪，该仪器能快速有效地描述铜锌合金粉的色相，并可有效表征表面改性所引起的色相变化。 在提高铜锌合金粉的光泽度方面，采用了两种氧化方法对粉体进行表面改性。第一种是采用双氧水氧化，研究结果表明该法能有效提高粉体的光泽度，在H_2O_2与铜锌合金粉的用量比为8ml：10g，反应1小时，光泽度可提高25％；第二种方法采用高温部分氧化法，研究了氧化时间，温度对光泽度提高的影响，当温度为100℃，氧化时间1小时，光泽度可提高9％。 在提高铜锌合金粉的耐酸碱，耐高温的性能方面，研究了粉体包覆SiO_2的作用，其包覆原料分别为硅酸钠，正硅酸乙酯，分别考察了包覆前后析出氢气量的变化。以Na_2SiO_3为包覆原料时，析出氢气量，最高减少到原粉的六分之一；以正硅酸乙酯为包覆原料时，析出氢气量，最高减少到原粉的二分之一。在研究粉体在高温中的表现时，通过所研制的色相测量仪，对样品在高温中的性能进行了表征，研究结果表明粉体包覆SiO_2后，其耐高温性能方面有明显提高。  铜锌合金粉粒度：-100目,-200目,-300目锌含量：30%       目前,铜锌合金粉也是 市场 比较热销的工业材料。另外,铜锌合金粉有再结晶行为。实验结果表明：湿磨铜锌合金粉具有再结晶温度低、相同温度再结晶时间短的特性。通过雾化法制和是的原始粉末的微晶结构和大量变形是促进再结晶的主要原因。再结晶开始温度为２５０℃，经３５０℃×２ｈ或４００℃１ｈ退火可完成再结晶。温度的降低对防氧化、防脱锌有利。 

杂乱硫化矿的浮选中，铜锌别离是比较困难的，别离困难的原因主要有两方面：一是铜锌矿藏往往细密共生。有些矿床(如高温型矿床)，黄铜矿常常呈细粒(有时在5μm以下)浸染状存在于闪锌矿中，难以单体解离，像这样因为矿床成因方面引起的难以别离的问题，现在尚没有好的解决办法。二是，假如闪锌矿的表面被铜离子活化，则其可浮性与铜矿藏类似，形成别离困难。为了改进铜锌别离，可采纳如下几种办法：(1)沉积矿浆中的铜离子，避免其对闪锌矿的活化。能够选用，能够沉积矿浆中的铜离子，阻挠铜离子对闪锌矿的活化。除了外，还能够选用阳离子交换树脂，把其参加球磨机中，它能够吸附矿浆中的铜离子，到达阻挠铜离子活化闪锌矿的意图。(2)脱除已吸附在闪锌矿表面的铜离子。可选用、硫酸作为脱活剂。(3)混合精矿脱药。在铜锌混合精矿别离前进行脱药，脱除矿粒表面的捕收剂，以利于别离。脱药剂能够选用活性炭或。

铜锌粉是铜 锌系合金制成的鳞片状微细粉末，俗称金粉。铜锌粉主要用作装饰涂料的颜料，用于建筑物、装饰品的涂刷，用于书籍、包装品的装潢印刷。下文主要对铜锌粉生产工艺中的粉碎及分级过程进行分析。铜锌粉的生产是将冶炼好的铜锌合金多次粉碎、筛分并进行表面处理，得到具有颜料性能成品的过程，生产工艺包括合金熔炼及雾化、合金粉的湿法粗粉碎、合金粉的退火处理、台金粉的干法精细粉碎、合金粉的风力分级、合金粉的抛光处理等几个步骤。 （1）铜锌矿石粉碎 粉碎包括湿法粗粉碎、干法精细粉碎。 合金粉的湿法粗粉碎：干燥好的雾化铜锌粉置于球磨机内，同时放入溶剂油和润滑剂进行研磨粉碎。在这个过程中不规则的合金粒子被研磨成鳞片状，研磨润滑剂可以增加研磨物料的黏度，保护金属表面不致磨伤，同时防止金属粉互相锻接。润滑剂一般使用脂肪酸、蓖麻油酸及硬酯酸的盐类。球磨机体为不锈钢制成的圆型机体，机身外有冷却水套和消音装置。在研磨细度达到要求之后，料浆排出球磨机并在压滤机内脱去溶剂得到滤饼。 合金粉的干法精细粉碎：退火处理后的铜锌粉要再次研磨，使其粒子形成微薄精细的鳞片。研磨时放入硬酯酸及其盐类作润滑剂，干式研磨是铜锌粉生产关键工艺之一，因此对球磨机的研磨体配比、填充系数。物料比、润滑剂用量要优选条件，严格控制。在达到要求细度时，用流动风将粉末吹出收集在容器内。 （2）矿石分级 经干式球磨机粉碎的铜锌粉粒子微细精致，但是其颗粒细度分布范围很广，需进一步把不同粒径颗粒做分级处理。由于干式研磨后的粉末多在10um以下，机械筛分无论从筛分效率和筛网选用方面都不能满足，只能采用风力分级的方法。风力分级设备是由给料机、可调式旋风分级器、多管集尘器和布袋除尘器以及引风机组成。给料机内的铜锌粉在负压情况、下随风进入可调式旋风分级器，较粗粒子在分级器底沉积下来，较细粒子进入多管收尘器收集，特别细的粉则由布袋除尘器捕集起来。

黄铜矿常呈细粒浸染或乳浊状固溶体存在于闪锌矿中，不易单体解离，即便达到了单体解离，这样细小的颗粒(常在0.005mm以下)别离也很困难;更遍及的是闪锌矿受矿石生铜矿藏(特别是次生硫化铜矿藏)中铜离子的活化，使闪锌矿不同程度地显示出类似于铜矿藏的可浮性;有的闪锌矿其可浮性比黄铜矿还好。因而硫化铜锌矿的分选是比较困难的。 硫化铜锌矿浮选办法 (1)硫化铜锌矿浮选的准则流程。常用的有优先浮选、半优先(易浮铜矿藏)混合(难浮铜和锌矿藏)别离浮选、部分混合浮选、等可浮选等几种，其间半优先混合别离浮选和等可浮选流程更能习惯铜或锌矿藏自身可浮性差异大的矿石。就磨浮段数来说，关于细密共生难以别离的铜锌矿石多选用混合精矿再磨、粗精矿再磨或中矿再磨的阶段磨浮流程。 (2)铜锌别离办法。铜锌混合精矿的别离是难度较大的一个课题。在别离之前都要用活性炭和等脱药，最好是脱药后脱水从头调浆再别离。 别离的流程计划有浮铜抑锌和浮锌抑铜两种，视矿石(或混合精矿)中铜锌含量份额、矿藏可浮性差异以及药剂来历和运用情况而定，特别是要根据取得的终究目标来决议。一般常用浮铜抑锌计划。 别离的计划有无法和有法两种。当铜矿藏主要为原生铜矿藏时，最广泛运用的无别离办法为石灰++硫酸锌，石灰+硫酸锌十二氧化硫(或钠)法，而石灰+法运用有限。当铜矿藏主要为次生硫化铜时，在苏打介质中能够铁3～6kg/t抑铜浮锌也能够将混合精矿氧化、加温矿浆以按捺次生铜矿藏浮锌。 铜精矿中降砷最常用的办法是添加精选次数，在精选中补加石灰、(或其盐)，操控 pH6.5～7，屡次精选和按捺，使毒砂失掉(或下降)可浮性。 硫化铜锌矿石浮选中，不少现场力求选用选择性好的捕收剂，如：Z-200号、醚硫酯(捕收剂234)、JF-1、丁黄酯等药剂浮铜矿藏，既节约按捺剂，又能取得较好的分选目标。

铜板，是我国清末民初以来所铸各种新式铜币的通称，与历代的方孔铜钱不同，中间无孔，系我国近代钱银系统的重要组成部分。自1900年开端流转，到20世纪30年代逐渐被纸制角分票和镍质所替代，铜元在我国流转的前史仅30多年。但便是这30年间，因为我国发生了的天翻地覆的改变，其间清王朝的毁灭、军阀混战的呈现，使得我国钱银发行陷入了紊乱，形成了铜元数量浩繁、品种杂乱、版别众多等现象，令人拍案叫绝。据预算，仅从1900年到1917年间，全国各省铸造的当十文铜元就有320亿枚之巨，而清末铜元反面的蟠龙图画版别就超越400种。这无疑记载了其时的前史，成为了现在了解前史变迁的“活教材”和“活文物”。      从铜元的发行看，除了清政府发行的铜元外，也有各地铸造的铜元，且发行量年甚一年。据梁启超所记各年份铜元铸额，光绪30年为1741167千枚，光绪31年是4696920千枚，光绪32年达1709384千枚，到了光绪33年已臻至2851200千枚，光绪34年回落到1428000千枚。如此一发而不可收的滥铸之风，天然令铜元日趋价值降低。      清王朝的毁灭，使得我国进入了民国时期，但初期各地军阀割据实力彼此混战，继而又纷繁设厂制作铜元，用以筹集军费。但其间竞相滥造、营私分肥、毫无规矩的现象层出不穷，遂使铜元质地恶劣，多少钱更是暴降。北洋政府时期的做法更坏，各省不只没有停造，反而纷繁增设新厂，所造铜元铜质低质，面值增大，以牟取暴利。北伐今后，铜元逐渐被镍币所替代，逐渐退出流转。

铜、锌矿中的矿藏组成较杂乱，不只铜矿首要呈含铁的黄铜矿或斑铜矿，而且锌矿亦多呈难浮的铁闪锌矿，加上很多的黄铁矿及磁黄铁矿，因而使铜、锌的分选条件愈加杂乱，在浮选铜锌矿石时，常选用两种浮选计划：优先浮选、混合浮选。 （1）优先浮选 在铜的浮选中，铜浮选尾矿参加石灰进步pH值按捺硫化铁矿，一起参加硫酸铜活化闪锌矿，用丁基黄药、二号油浮选闪锌矿。锌浮选尾矿如其间含满足收回的硫铁矿，加硫酸活化之，然后用丁基黄药选出硫精矿。 （2）混合浮选 浮选前进行粗磨矿，用丁基黄药、浮选油（起泡剂）选出铜锌硫的混合精矿。随后将混合精矿进行细磨，用和活性碳脱去混合精矿中的过剩药剂，然后按一般办法进行铜、锌硫的别离。选铜时用、硫酸锌，选锌时加石灰、硫酸铜、黑药，选锌后的尾矿即为硫精矿。是剧剂，用量稍多会形成严峻污染，故近来多用二氧化硫作为闪锌矿的按捺剂。 国内一些选矿厂在处理铜、锌多金属硫化矿方面，通过长时间研讨，选用优先浮选铜后，进行锌硫混合浮选，然后进行锌、硫别离。这种工艺比本来顺次优先浮选工艺，可进步锌、硫收回率，下降药剂用量，特别是取消了硫酸后，减少了对设备的腐蚀。

乌恰林斯克选矿厂处理乌泽里金斯克矿床两种类型铜锌矿石：含黄铁矿的铜锌矿石和含磁黄铁矿的铜锌矿石。使用处理铜一锌一黄铁矿矿石的工艺处理含磁黄铁矿的矿石不能将锌收回到合格的锌精矿中，成果含在矿石中的1.3%～2.3%的锌悉数丢失到扔掉尾矿中。     由于乌泽林斯克矿山的采矿本钱高和该矿山含磁黄铁矿的矿石量很大，所以从含磁黄铁矿的矿石中收回锌是乌恰林斯克采选公司迫切需求处理的问题。     含磁黄铁矿的铜锌矿石的特色是物质组成杂乱，硫化矿藏彼此细粒嵌布，为了使其单体解离，矿石需求磨到85%-0.074mm以上。磁黄铁矿的含量为50%～60%，只要少数的硫化铁以黄铁矿方式存在。     在国际铜锌矿石选矿实践中，还没有处理高含量磁黄铁矿矿石的实例。用于处理铜锌矿石的典型工艺是用硫酸铜活化闪锌矿，但该工艺对含磁黄铁矿的矿石不适用，由于闪锌矿的可浮性与磁黄铁矿附近。     在白铁矿一黄铁矿一磁黄铁矿类质同象系列中，磁黄铁矿的可浮性最差。与黄铁矿不同，磁黄铁矿是较软的矿藏，其硬度为3.5～4.5，与黄铜矿和闪锌矿的硬度附近。     在含磁黄铁矿的矿石工艺流程拟定研讨中从两个方向着手：发明按捺磁黄铁矿和在高碱度下浮选闪锌矿的条件；寻觅在锌浮选前将磁黄铁矿别离到独自产品中。     在按捺磁黄铁矿的工艺研讨方向进步行了以下3个实验：矿浆充气时刻实验，使易氧化的磁黄铁矿氧化；在石灰发明的高碱度下对矿浆充气实验；对矿浆预先充气，然后用石灰处理的实验。     实验成果表明，最佳充气时问为5min，尽管，锌粗精矿质量得到某种程度上的改进，可是，锌在尾矿中的丢失依然较高。应该指出的是，应在参加石灰曾经对矿浆充气，由于，对参加石灰的矿浆充气会使其碱度急剧下降，此刻会呈现负面影响：磁黄铁矿开端很好地浮起，然后急剧地恶化锌粗精矿的质量。例如，在矿浆充气15min后，矿浆中的游离氧化钙的浓度从1000g/m3降至280g/m3，此刻锌粗精矿的产率增加4～5倍。     在用硫酸铜活化闪锌矿后浮选锌时，磁黄铁矿也被活化，然后进入锌粗精矿中，锌粗精矿屡次精选也不能进步其质量。     由此能够得出结论，对这种类型的矿石不引荐预先按捺磁黄铁矿的工艺。     在研讨进程中发现，在闭路中与首要组分回来的磁黄铁矿的存在，使得工艺进程恶化，因而，工艺流程应该尽可能是开路的。     由这个推论，拟定了含磁黄铁矿的矿石选矿工艺流程。     在锌浮选前将磁黄铁矿精矿引出的工艺中引荐正优先浮选流程。在进程开端，在和硫酸锌介质中进行铜浮选，以别离出高档次铜精矿。然后在碱性矿浆(200～250g/m3CaO)中进行铜粗选。在铜粗选中一部分磁黄铁矿进入铜粗精矿中，可是，该条件还不能很好地满意锌的浮选条件。     像黄铁矿相同，只在活化剂存在时，在低碱度下磁黄铁矿才干很好地浮选。选用碳酸钠作为活化剂，它是较廉价的毒性小的浮选药剂。在磁黄铁矿浮选时碳酸钠的最佳用量为2kg/t，此刻，矿浆中的游离Ca0含量降至14～42g/m3。     应该指出的是，碳酸钠的用量直接与铜浮选矿浆的碱度有关。用石灰发明的铜浮选矿浆的碱度越高，碳酸钠的用量也越大。因而，为了在引荐的碳酸钠用量下有效地浮选磁黄铁矿，铜浮选的碱度有必要严格控制，其游离CaO含量不超越200g/m3，以便使锌的丢失最低。这一点很重要，转移到铜回路中的锌不能进入锌浮选回路中，由于其间有很多磁黄铁矿存在，锌与铜粗选尾矿一同排到尾矿坝中。     在锌浮选前别离和不别离磁黄铁矿产品的比照实验成果如表1所示。 表1  在锌浮选前别离和不别离磁黄铁矿产品的比照实验成果产品名称实验条件产率/%档次/%档次/%CuZnCuZn高质量铜精矿别离磁黄铁产品6.78.551.0236.53.8铜粗精矿16.034.501.7146.O15.1总铜精矿22.795.691.5182.518.9磁黄铁矿产品19.160.560.926.89.8锌粗精矿6.660.4117.561.764.6锌浮选尾矿51.45O.27O.249.04.7原矿100.01.571.81100.0100.0高质量铜精矿不别离磁黄铁矿产品8.607.761.1642.35.6铜粗精矿15.834.031.7440.415.6总铜精矿24.435.341.5382.721.2锌粗精矿7.890.5511.282.750.2锌浮选尾矿67.680.340.7514.628.6原矿100.01.581.77100.0100.0     在第一种情况下，取得了锌档次为17.56%，收回率为64.6%的锌精矿。在第二种情况下，取得了锌档次为11.286%，收回率为50.2%的锌精矿。     从含磁黄铁矿的矿石中浮选锌的特色在于，矿浆碱度不低于1000g/m3游离CaO，硫酸铜和丁基黄药用量要小，浮选时问要短。硫酸铜和丁基黄药的最佳用量分别为120～150g/t和25～30g/t。锌粗选精矿不精选，直接给入脱铁作业(黄铁矿和磁黄铁矿混合浮选)中。脱铁浮选的条件如下：     用水清洗锌粗精矿，至14g/m3游离CaO；     用或处理矿浆，解吸剩下的捕收剂，使Na2S的剩下浓度到达1000～1100mg/L；     用硫酸锌处理矿浆至pH7.6～7.8；     用捕收剂和起泡剂浮选。     在单个情况下，在黄铁矿一磁黄铁矿产品精选I和精选II中增加按捺剂(25～50g/t Na2S和50～lOOg/t ZnS04)是合理的。     依据实验研讨成果拟定了处理乌泽林斯克含磁黄铁矿的铜锌矿石的工艺流程。它由一些新的单元和新的药剂准则组成。该工艺可取得合格的锌精矿。     该流程包含：     1)浮选别离高质量铜精矿，其间含16.6%Cu和0.69%Zn，铜收回率为35.7%。     2)铜粗选，取得产率为17%～20%的含4.02%Cu和1.54%Zn的铜精精矿，铜收回率为47.5%。     3)铜粗精矿再磨至90%～92%－0.44μm，再进行铜浮选，以分出黄铁矿一磁黄铁矿尾矿。     4)对铜粗选尾矿进行磁黄铁矿浮选，以取得磁黄铁矿产品，其产率为16%～18%，锌、铜和硫的档次分别为0.62%、0.92%和40%～45%，其收回率分别为6.3%、8.2%和20%～22%。     5)锌浮选以取得含Cu 0.4%～0.5%和Zn 20%～24%的锌粗精矿，铜和锌的收回率分别为1.4%～1.5%和57%～59%。     6)锌粗精矿脱铁浮选，以取得槽内产品锌精矿，其间含Cu 0.75%～0.80%和Zn 48.0%～52%，锌的收回率为48%～52%。     7)排出总尾矿，它由铜浮选尾矿、锌浮选尾矿、磁黄铁矿产品和黄铁矿一磁黄铁矿产品(锌粗精矿脱铁作业泡沫产品)组成。总尾矿产率为89%～90%，其间含Cu 0.33%和Zn 0.72%，铜和锌的收回率分别为18.9%和36.1%。     乌泽林斯克含磁黄铁矿的铜锌矿石选矿目标如表2所示。 表2  取得终究产品的金属平衡表产品名称产率/%档次/%收回率/%CuZnCuZn高质量铜精矿3.3916.00.8935.71.7铜精矿4.7714.313.1844.98.5总的铜精矿8.1615.012.2380.610.2铜浮选尾矿12.93O.35O.793.05.8磁黄铁矿产品16.090.52O.925.58.3锌精矿1.800.7552.57O.953.2黄铁矿－磁黄铁矿产品3.530.233.35O.56.5锌浮选尾矿57.49O.25O.499.516.O总尾矿90.040.31O.7218.536.6原矿100.001.521.78100.0100.0     所拟定的工艺流程现已用于乌恰林斯克选矿厂第二体系的改造规划中。

（一）、概略    昌化铅锌矿坐落广东省昌江县境内。    矿山于1958年开办，手选富矿外销。1965年规划建造规划为45吨/日的采选厂商。同年10月选矿厂投产。1969年添加1200×1200球磨机，并将原俩段开路破碎流程改为两段一闭路流程，使选矿厂生产才能到达64吨/日。    矿山为平窿开辟，采矿办法为浅孔溜矿法。矿山至选矿厂仅50多米，出窿矿石经人工推车至选矿厂原矿仓。    供电来自距矿区15公里的南丰——石录广坝电力网，35千伏输入，矿区变压器容量为750千伏安。    选矿厂用水取自矿区前的小溪沟，该区域降雨量较少，故用水比较严重。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿属中低温裂隙充填矿床，矿石类型为铅锌石英脉型。金属矿藏以方铅矿、闪锌矿为主，其次为黄铜矿、黄铁矿、铜蓝、斑铜矿等。非金属矿藏以石英、重晶石、方解石、长石、透辉石、绢云母等。    方铅矿与闪锌矿亲近共生，多呈脉状、精度状不均匀嵌布于石英脉中，并与黄铜矿、黄铁矿共生。    矿体上部氧化程度较高。下部较低。铅的氧化离一般在12%左右，高者可达30%，矿藏为硫酸铅、磷氯砷铅矿、白铅矿等。锌的氧化率一般在3%左右，矿藏为硫酸锌、碳酸锌、硅酸锌等。    原矿假比重2.1；真比重3.1；硬度f=9，围岩为花岗岩，其硬度f=8~9。    2.工艺流程    该矿为两段一闭路破碎，原矿由120~0毫米破碎至18~0毫米，粗碎前装有条格筛和固定圆孔筛，以进步粗碎才能。原矿经一段磨矿磨至-200目占60左右，进行铅、锌优先浮选。铅、锌精矿经沉淀池脱水后，再晾干装袋外销。其工艺流程及技能条件见下图1。 [next]     该矿坐落昌化渔港邻近，为消除尾矿水对渔业的损害，选矿厂投产至今一向运用钠作为闪锌矿的抑制剂（现场未运用进行过比照实验）。该药剂来历广，便于各矿克己，且不形成公害。    该矿投产以来，以采富矿为主，现在富矿资源削减，出窿原矿档次下降，为进步当选档次，选矿厂已作了重介质涡流分选器的实验，取得较好的选别作用，当时重介质部分正在施工，行将投产。现将实验状况介绍如下：    1）当选矿石粒度为-30+2毫米；    2）分选介质及分选条件：加剧剂为选矿厂自产黄铁矿，比重4.5，细度-200目占45%；当选介质比重2.2~2.3，分选比重为2.8左右，矿介比为1：10左右，给矿恒压高差6.5米；    3）涡流分选器规格，见下表。    4）重介质涡汉分选器实验流程，见下图2。    实验结果表明：在丢掉废石41~47%的状况下，铅回收率可达93~95%，锌回收率可达92~95%,丢掉废石含铅低于浮选尾矿档次，含锌挨近或稍高于浮选尾矿档次。

1.铜锌别离的特色     处理杂乱硫化矿时，铜锌浮选别离仍是适当困难的问题其原因在于：     （1）铜锌矿藏细密共生。铜锌矿藏的共生联系与矿床成因有关，如高温型矿床，黄铜矿常呈细粒浸染状况存在于闪锌矿中。浸染状的黄铜矿颗粒常在5μm以下。像这种细密共生的矿石。要磨到单体解离好不容易，即便到达了单体解离，也难于别离。     （2）闪锌矿受铜离子活化。被铜离子活化后的闪锌矿，其可浮性与铜矿藏类似。矿浆中有铜离子存在时，闪锌矿会吸附铜离子。其他重金属离子如Hg+，Ag+，和Pb2+等，也能活化闪锌矿。    2.铜锌别离办法     在出产实践中运用的铜锌别离办法有两大类：浮铜抑锌、浮锌抑铜。首要办法列于表1。     （1）+硫酸锌法。这是历年来最通用的办法，其特色是能从闪锌矿表面除掉铜的活化膜，对闪锌矿的按捺比较有用。关于杂乱硫化矿的铜锌别离，仍是一个很重要的办法。因为黄铜矿也受按捺，所以运用此法时，要细心操控的用量。     （2）盐法。此法运用的药剂许多，但凡运用Na2SO3,Na2S2O3，NaHSO3，H2SO3和SO2气体等一类药剂，或它们与ZnSO4等混合运用，都能够归入此法。盐法的特色是，对铜矿藏的按捺效果不大。它对硫化矿的按捺次序是：     未活化的闪锌矿>黄铁矿>方铅矿>黄铜矿     为了加强按捺效果，盐常与其他按捺剂合作运用，最常见的是ZnSO4，Na2SO3与ZnSO4合作运用效果如图1所示。被铜离子活化的闪锌矿，单用Na2SO3按捺效果很差，与ZnSO4合作运用，能够增强按捺效果。   表1                          铜锌别离的首要办法                                                                              浮 铜 抑 锌浮 锌 抑 铜（1）         氯化物+硫酸锌法 （2）         亚碳酸盐法 （3）         硫酸锌+法（4）         加温浮选法 （5）         赤血盐法 （6）         热水浮选法  图1 Na2SO3+ZnSO4对铜离子活化的人工闪锌矿浮选的影响 1-Na2SO30.2mol/L 2-Na2SO30.2mol/L   ZnSO40.1mol/L[next]     别的，钠还能够与石灰、、硫酸锌等药剂组合运用，可替代按捺闪锌矿，能取得较好效果。     例如，我国某铜锌硫多金属硫化矿，原矿含Cu1.42%，Zn2.67%，S20.32%；次生铜矿有辉铜矿、铜兰等，占总铜矿藏10%~37%。因为矿藏的氧化、泥化，发生很多可溶性盐，当选矿浆呈强酸性（PH=3~5），碎矿水样含Cu2+1500mg/t，Zn2+1100mg/t。因为很多Cu2+存在，而活化了闪锌矿和黄铁矿，给别离形成困难。选用优先浮选流程，用石灰、、硫酸锌按捺锌、硫，优先选铜。石灰、参加磨矿进程以沉积铜离子。取得的目标：铜精矿含Cu18%、回收率82%；锌精矿含Zn41%，回收率51%。     近年来盐与其它按捺剂组合运用在别离杂乱硫化矿方面发挥了明显的效果。这不只避免了惯例法所引起的环境污染及溶解贵金属的问题，并且大大提高了分选目标。现在这种办法已在日本、加拿大、美国、南非等国广泛选用。据不彻底统计，我国多金属硫化矿浮选已有38%的选厂选用了盐法。     运用盐法时，应留意以下几点：     1严格操控PH。是强还原剂，其首要效果组分是HSO3-。经过解离常数核算，PH=4~7的范围内，[HSO3-]最大。出产实践中，最常见的是PH=5~6.5。     2严格操控用量。SO2用量最大时，对活化的闪锌矿按捺效果强，但对纯闪锌矿，有一个适宜的用量，过量反而会引起活化。用量过大时，对黄铁矿也略有活化效果。这可能是PH低以及对黄铁矿的清洗效果，有利于黄铁矿的浮选。 3用SO2和H2SO3时，一般黄药易被分化耗费，故此时宜选用不易分化的捕收剂如（丙）乙硫胺酯等。     （3）硫酸锌+法。ZnSO4+Na2S反响生成的细粒涣散胶体硫化锌，会吸收矿浆中的铜离子，胶体也会吸附在闪锌矿表面，使其遭到按捺。胶体硫化锌对活化的闪锌矿，有较强的按捺效果。矿石中含有较多的次生硫化铜矿时，可选用此法。     （4）加温浮选法。其实质是在石灰形成的PH矿浆中，加温使黄铜矿氧化，然后再加硫酸铜活化闪锌矿，加捕收剂浮锌。     近年来为处理Cu-Zn别离难题，各国又把留意力会集到糊精、淀粉、烤胶及羧甲基纤维素等有机抑剂上，且运用日见广泛。     改进铜锌别离，可概括为以下几个途径。     1沉积铜离子，避免其对闪锌矿的活化。沉积铜离子的重要办法是用。在有铜离子的溶液中，Na2S和闪锌矿共存时，经过化学反响平衡的核算已证明，铜离子彻底可能在闪锌矿活化之前，用Na2S将其沉积。实验也证明，Na2S能够阻挠铜离子对闪锌矿的活化。     除了Na2S以外，也可选用离子交换树脂，吸附溶液中的铜离子。实践出产中，是把离子交换树脂参加球磨机，以到达阻挠铜离子活化闪锌矿的意图。     2脱除闪锌矿表面上吸附的铜离子。经实验，以为比较有用的脱活剂是NaCH,H2SO4,H2SO4+Fe2（SO4）3。H2SO4与Fe2（SO4）3混用比较有用，并且用酸量只为独自运用H2SO4的十分之一。     3混合精矿脱药。这是各种混合精矿别离前常用的办法，脱除捕收剂膜今后，以利于别离。

现在多金属杂乱铜锌硫化矿的别离仍是选矿领域中的一个难题。多年来国内外选矿作业者对铜锌别离进行了很多的研讨作业，取得了一些新的研讨成果，但对一些嵌布联系杂乱、难选的铜锌硫化矿石，已有的老练选矿工艺难以到达别离的意图。铜锌别离较为困难的首要原因是：（1）有用矿藏相互细密共生，嵌布粒度细，需求细磨才能使矿藏到达单体解离，但细磨会产生过破坏，而使浮选进程恶化；（2）硫化矿藏间可浮选交织堆叠；（3）闪锌矿易被铜离子活化。金银矿藏富集到铜精矿中加以收回。本次实验研讨的矿样采自思茅大平掌铜矿，是结构较为杂乱、难选的细脉浸染状矿石，其间金属矿藏在矿石中大于83%，脉石矿藏小于17%。矿石性质杂乱，属较难别离的高硫铜锌银多金属硫化矿，实验的意图是为出产供给合理的选别工艺流程（包含药剂准则）和规划依据。 一、矿石性质 该矿属火山喷流细脉浸染状硫化物多金属矿床，矿石中的首要金属矿藏为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、白铁矿，首要金属矿藏的共生联系密切，部分呈细粒包裹状况存在。非金属矿藏首要有石英、方解石、绢云母、重晶石等。伴生金银矿有银金矿、银黝铜矿、辉银矿、天然银，银金矿为首要载金矿藏。原矿多元素分析成果为：Cu6.401%，Zn10.17%，Pb0.72%，S37.46%，Au0.76g／t，Ag57.48g／t，SiO29.79%，Al2O32.40%，Fe2O342.62%，MgO2.38%，CaO0.84%。原矿铜、锌物相分析成果列于表1。对此矿石，因为铜锌难以别离，所以出产中一向只能产出铜锌混合精矿，严重影响厂商经济效益。表1  原矿铜、锌物相分析成果相别氧化铜次生铜原生铜总铜氧化铜硫化锌总锌质量分数／%0.0800.3275.9946.4010.209.9710.17散布率／%1.255.1293.63100.01.9798.03100.0 二、实验计划的断定及工艺条件实验 关于铜锌硫多金属硫化矿的浮选别离计划有优先浮选、混合浮选、部分混合浮选、等可浮浮选等计划。针对该矿样，用以上几种浮选计划进行探究性实验，依据探究实验成果及原矿性质分析，选用优先浮选流程较为合适本矿样。在优先浮选硫化铜锌矿石时，一般选用抑锌浮铜的浮选办法，该浮选法遇到的首要问题是闪锌矿易被铜离子活化而与铜矿藏一同进入泡沫产品中，因而挑选对闪锌矿具有挑选性按捺作用的药剂，是进行选铜的要害。经过按捺剂比照实验，断定了、硫酸锌和钠联合运用，对该矿石中的闪锌矿和黄铁矿按捺作用较好，因而在进行直接优先浮选实验时，选用、硫酸锌和钠按捺闪锌矿、黄铁矿优先选出铜精矿，选铜尾矿在高氧化钙的条件下，用硫酸铜做活化剂选锌。 实验作业在实验室中进行，实验设备为：棒磨机类型XMB－67型200×240；粗扫选浮选机类型XFD－3L；精选浮选机类型XFD－1.5L和1.0L。 （一）优先浮铜工艺条件实验流程 优先浮铜开路实验流程为两次粗选、一次扫选，浮选时刻各为6min。 1、磨矿细度对优先浮铜目标的影响 磨矿细度是浮选别离重要的工艺条件，合理的细度既要确保意图矿藏充沛解离，又要防止过破坏；依据原矿有用矿藏的嵌布特征，规划磨矿细度－741μm的变量为85%、90%、95%、98%。实验成果以铜粗精矿档次和收回率及铜锌别离作用为点评依据。图1  磨矿细度与收回率和精矿档次联系实验成果标明，铜粗选收回率跟着磨矿细度的进步有上升的趋势，精矿档次根本附近。因原矿铜矿藏嵌布粒度细而不均，归纳考虑磨矿细度－74μm占98%为宜。 2、石灰用量对优先浮铜目标的影响 本次实验选用、硫酸锌和钠联合按捺锌和硫，优先浮出铜精矿。由表2成果看出，当石灰用量为12.0kg／t、pH 11左右时，铜锌的收回率都较高。因为锌的收回率较高，未被按捺，所用按捺剂作用较差，针对锌的按捺，对不同组合的按捺剂进行探究实验，依据实验成果分析，石灰、、硫酸锌、钠组合药剂对锌的按捺作用较好，结合选定的组合按捺剂进行了较为具体的实验研讨。表2  石灰用量实验成果石灰用量／（kg·t－1）产品名称铜档次／%锌档次／%铜收回率／%锌收回率／%0  （pH4～5）铜粗精矿8.8810.0455.5743.893.0  （pH7）铜粗精矿8.2810.2358.1949.008.0  （pH8～9）铜粗精矿7.1810.5165.9361.5512.0  （pH11）铜粗精矿9.6215.0889.4793.25 3、、硫酸锌、钠用量对优先浮铜目标的影响 由表3可知，用量少时，锌没有得到按捺，用量大时铜锌都被按捺，适合的用量为6.5kg／t，在出产中应及时调整用量，过多或过少都对浮选目标晦气。表3  用量实验成果／（kg·t－1）产品名称铜档次／%锌档次／%铜收回率／%锌收回率／%0铜粗精矿10.1916.9983.0892.925.5铜粗精矿9.7212.8487.6572.936.5铜粗精矿10.3810.1186.7150.577.5铜粗精矿7.548.0874.4448.23 从表4成果分析，铜的收回率在硫酸锌用量为3.0kg／t时较高，此刻的铜精矿含锌也相对较低。 表4  硫酸锌用量实验成果硫酸锌／（kg·t－1）产品名称铜档次／%锌档次／%铜收回率／%锌收回率／%1.5铜粗精矿9.6116.4281.4788.662.5铜粗精矿8.969.6485.3355.533.0铜粗精矿10.389.4986.7150.573.5铜粗精矿8.6012.2885.1575.74 从表5成果分析，跟着钠用量的添加铜的收回率相对下降，精矿含锌也相对较低，归纳分析铜的收回率在硫酸锌用量为1.0kg／t时较高，适合的钠用量为1.0kg／t。 表5 钠用量实验成果钠／（kg·t－1）产品名称铜档次／%锌档次／%铜收回率／%锌收回率／%0铜粗精矿11.6019.6174.9579.801.0铜粗精矿10.0712.1293.1072.652.0铜粗精矿11.419.7582.0243.482.5铜粗精矿11.588.0769.3831.84 由以上实验标明，、硫酸锌和钠组合按捺剂在适合的条件下合作运用，可有用按捺该铜锌矿中的闪锌矿和黄铁矿。别的，还进行了铜粗精矿精选时的、硫酸锌、钠用量实验，精选时参加适量的、硫酸锌和钠，能够进步铜精矿档次，有用地下降铜精矿中的杂质含量。 三、优先选铜闭路实验 以上实验标明，用石灰调整pH值，使其到达11以上时，用、硫酸锌和钠组合按捺剂在适合的条件下合作运用，可有用按捺该铜锌矿中的闪锌矿和黄铁矿，取得较好的铜粗精矿，根本解决了铜锌别离的难题。因而在条件实验的基础上，进行了优先选铜的闭路实验，实验成果见表6，闭路实验流程见图2。表6  优先选铜的闭路实验成果产品名称产率／%铜档次／%锌档次／%铜收回率／%锌收回率／%铜精矿21.2622.2173.188.9318.67锌精矿15.904.4811.0443.2067.55总尾矿62.841.6215.782.2313.79原矿100.06.45100.010.17100.0图2  闭路实验流程四、成果与评论 （一）原矿矿样铜、锌、硫含量较高，分别为铜6.401%、锌10.17%、硫37.46%，首要金属矿藏的共生联系密切，部分呈细粒包裹状况存在，属铜锌难别离的矿石。 （二）对本矿样展开了多种计划的探究实验，依据探究实验成果比照分析，选用优先浮选流程较为可行；选用、硫酸锌和钠组合按捺剂在适合的条件下合作运用，可有用按捺该铜锌矿中的闪锌矿和黄铁矿，取得较好的铜粗精矿。 （三）实验较好地完成了铜、锌从矿石中的别离，取得了合格的铜精矿和锌精矿产品。 （四）锌的选别药剂为硫酸铜、正丁基黄药；实验流程为两次粗选、一次扫选、一次精选，精选参加必定的石灰。 （五）在实验中发现对技术目标影响较大的药剂品种为石灰和。

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，由于原矿含铜档次高，锌矿藏里含乳浊状黄铜矿，致使锌的收回目标动摇较大，锌精矿含铜超支，锌收回率低。研讨的意图，就是为了完善工艺流程，进步铜锌别离功率，进步有用金属的收回目标，使锌精矿能够以合格品产出。考虑到原矿中银的含量较高，到达近80g/t，其工业价值不容忽视，为了下降硫精矿中银的含量，使之进入到铜、锌精矿产品中，然后削减银的丢失，实验计划选用优先浮铜，锌硫混浮，混合精矿再磨分选的工艺流程。经过很多的条件实验，找到了铜、锌、硫的可浮性规矩，断定了处理该矿相适合的工艺参数和药剂准则，经闭路实验验证，取得了满足的分选目标。 一、工艺矿藏学研讨 （一）多元素分析及矿藏相对含量 矿石的多元素分析成果见表1，矿藏相对含量见表2。 表1  原矿多元素分析成果 %表2  矿藏相对含量 %（二）铜、锌的物相分析 铜、锌的物相分析成果见表3、表4。 表3  铜的化学物相分析成果 %表4　锌的化学物相分析成果 %（三）首要矿藏的工艺特征 矿体为杂乱的多金属硫化矿，首要矿藏的工艺特征如下： 黄铜矿：首要的含铜矿藏，含铜量占总铜的80%。黄铜矿呈不规矩粒状集合体和黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、方铅矿严密嵌生组成细密块状体，或呈不规矩颗粒嵌生在白云石、石英等脉石矿藏中。黄铜矿沿破碎的黄铁矿颗粒裂隙充填成网格状结构，脉宽0.04～0.008mm，较难解离。有少数黄铜矿发作次生改变，生成辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿和铜蓝等充填在黄铁矿颗粒空隙或裂隙中。黄铜矿的天然粒度规模广大，但首要会集在1～0.037mm等级中，0.074mm以下颗粒首要呈乳浊状和短绒状被包于闪锌矿中。 闪锌矿：首要的含锌矿藏，其含锌量占总锌的80%以上。闪锌矿在各类矿石中首要呈不规矩粒状集合体嵌布在黄铁矿、炭酸盐矿藏和石英脉中，与黄铜矿、方铅矿严密嵌生，少数呈自形、半自形晶颗粒嵌布在脉石矿藏中。在细密块状矿石中闪锌矿呈不规矩它形颗粒和黄铜矿严密嵌镶，或和黄铜矿、方铅矿组成集合体，充填在黄铁矿颗粒空隙中，粒度一般大于50μm，简略解离；浸染状矿石中的闪锌矿大部分呈不规矩粒状，少数呈半自形颗粒浸染于碳酸盐矿藏和石英中，呈纵横交错嵌镶，颗粒相对也细一些。大部分闪锌矿颗粒含有乳浊状黄铜矿，以及单个微细的黄铁矿、方铅矿颗粒，闪锌矿和黄铁矿触摸界面有时被一层黄铜矿和斑铜矿所充填，然后把锌、硫矿藏离隔，闪锌矿的扭裂纹中有时也被石英或方解石所充填。 黄铁矿：呈自形晶、半自形晶或浑园粒状和黄铜矿、闪锌矿、方铅矿严密嵌生，或构成集合体嵌布在脉石中。嵌布于石英脉中的黄铁矿周围或裂隙常见方解石围住和充填，反之嵌布于碳酸盐脉石中的黄铁矿周围或裂隙也常见石英围住或充填，这些矿藏间的连生鸿沟滑润，由于石英、方解石的硬度指数相差较大，有利于解离。别的有些黄铁矿生成之后遭受决裂，其裂隙被黄铜矿和斑铜矿所充填，少数黄铁矿颗粒包有微粒黄铜矿、斑铜矿或闪锌矿，反之少数细粒黄铁矿亦有被包于黄铜矿颗粒中。 二、浮选条件实验 杂乱的铜锌硫多金属硫化矿的分选，国内外矿业界遍及认为是难度较大的课题之一。其难于分选的原因，一是闪锌矿在矿床中经过长时间风化淋滤作用，已预先被可溶性铜离子所活化或被铜离子告知包裹，这种闪锌矿具有与铜矿藏十分近似的可浮性，然后难于分选；二是当铜锌矿藏严密共生，黄铜矿呈5μm以下的乳滴状微细颗粒，星散散布于闪锌矿时，这种矿石经过磨矿后很难单体解离。经过对矿石的工艺矿藏学研讨，并归纳各种因素考虑，决议选用优先浮铜，锌硫混浮，混精再磨分选的工艺流程，榜首段浮铜只力求取得高质量的铜精矿，铜与其它矿藏的连生体在第二段再磨时处理。 （一）优先浮铜磨矿细度实验 断定粗磨细度要到达如下意图：铜矿藏根本解离，最大极限地收回高质量的铜精矿，铜精矿中锌的含量较低。实验流程如图1(药剂用量单位为g/t)所示，实验成果见图2。图1  优先浮铜条件实验流程图2  磨矿细度对铜精矿档次及收回率的影响 1－Cu档次；2－Cu收回率 实验成果标明，跟着磨矿细度的进步，铜的档次有所进步，铜的收回率添加不多，但铜精矿含锌有所下降。依据一段球磨的负荷才能，适合的磨矿细度为小于0.074mm含量为65%～75%，以下实验粗磨细度均为小于0.074mm占70%。 （二）优先浮铜石灰用量实验 石灰是最常用的矿浆pH调整剂和黄铁矿按捺剂，特别在优先浮选作业中，适合的矿浆碱度，能够进步铜锌矿藏的分选作用。实验流程如图1所示，成果见图3。图3  石灰用量对铜精矿档次及收回率的影响 1－Cu档次；2－Cu收回率 实验标明，跟着石灰用量的添加，铜精矿档次显着进步，铜的收回率有所下降，黄铁矿遭到按捺，但闪锌矿可浮性增强，适合的石灰用量为1000g/t，此刻矿浆的pH值为8.5左右。 （三）优先浮铜捕收剂挑选实验 现在铜浮选常用的捕收剂有：丁胺黑药，Z－200#，乙黄药，丁黄药等，实验具体调查了几种常用捕收剂独自或组合用药的捕收作用。实验流程如图1所示，成果列于表5中。 表5  优先浮铜捕收剂挑选实验成果实验成果标明，丁黄药和丁胺黑药按1∶1混合用药，用量在20g/t时，挑选性和捕收才能都比较好，故捕收剂选用丁黄药和丁胺黑药按1∶1混合，以下简称混合剂。 （四）锌硫混浮捕收剂用量实验 锌浮选选用最常用的捕收剂丁黄药，实验流程见图4(药剂用量单位为g/t)，实验成果如图5所示。图4　锌硫混浮实验流程图5  锌硫混浮丁黄药用量对锌档次及收回率的影响 1－Zn档次；2－Zn收回率 实验标明，跟着捕收剂用量的添加，锌硫混精中锌的档次有所下降，而锌收回率有较显着的进步。适合的捕收剂用量为80g/t。 （五）锌硫混精再磨磨矿细度的断定 锌硫混精中有部分嵌布粒度较细的铜没有单体解离，这部分未单体解离的铜需要在再磨进程中解离出来，而锌硫混精中锌、硫的嵌布粒度比铜粗得多。因而锌硫混精再磨细度首要依据锌硫混精中铜的解离状况断定。实验流程见图6(药剂用量单位为g/t)，实验成果如图7所示。图6  混精再磨条件实验流程图7  再磨细度对铜精矿Ⅱ铜收回率及含锌的影响 1－Zn档次；2－Zn收回率 实验成果标明，跟着再磨细度的进步，铜的收回率稍有下降，而铜精矿中锌的含量在再磨细度较粗或过细时都比较高，这是由于再磨细度较粗时，铜、锌没有单体解离，而再磨细度过细时，在浮铜进程中细粒锌的夹藏较多，然后形成含锌较高。适合的锌硫混精再磨细度为0.045mm以下占82%。 （六）混精再磨活性炭用量实验 为了削减上段浮选剩余药剂对下段浮选的不良影响，在混精再磨进程中，有必要参加适量的活性炭进行脱药。实验流程如图6所示，实验成果见图8。图8  活性炭用量对铜精矿Ⅱ铜档次、收回率及含锌的影响 1－Cu档次；2－Cu收回率；3－Zn收回率 实验标明，活性炭吸附剩余药剂的作用是显着的，跟着用量的添加，浮选泡沫变脆，铜精矿档次进步，铜的收回率虽稍有下降，但锌在铜精矿中的丢失则明显下降。适合的活性炭用量为300g/t。 （七）混精再磨用量实验 实验流程如图6所示，成果见图9。图9  Na2S用量对铜精矿Ⅱ铜收回率及含锌的影响 1－ Cu 收回率；2－ Zn 收回率 实验成果标明，用量在500g/t以内，对铜的收回率无显着影响，但明显抑锌，用量在600g/t以上，对铜锌都有按捺作用。适合的用量为500g/t。 三、全流程闭路实验 在很多条件实验所断定的工艺参数基础上，进行实验室全流程闭路实验，意图是模仿出产现场接连工作的动态进程，考察各个作业的累计状况，中矿产品的分配以及或许取得的分选目标。全流程闭路实验的工艺流程和药剂准则见图10(药剂用量单位为g/t)，终究实验成果列于表6中。图10  全流程闭路实验工艺流程 表6  全流程闭路实验成果%四、结语 1、工艺矿藏学研讨标明，矿石为以铜、锌、硫为主的多金属硫化矿，有用矿藏呈极不规矩的粒状集合体嵌布于脉石矿藏的裂隙中，嵌镶联系极为杂乱。 2、实验研讨标明，选用优先浮铜、锌硫混浮、混精再磨分选的工艺流程，优先浮铜作业选用“轻拉轻压”的方法，为锌硫混浮及再磨脱铜作业创造条件。阶段选铜，使铜精矿的收回目标比较稳定，进而确保锌精矿质量。锌硫混精经过细磨、活性炭脱药后能够产出合格的锌精矿、硫精矿及少数的铜精矿，矿石中的银首要富集在铜精矿及锌精矿中，然后使矿石中的有价金属得到了有用的归纳收回。 3、实验所选用的选矿药物均为无毒和来历广泛的惯例药剂。中矿均选用次序回来方法，工艺流程结构简略合理，有利于现场出产施行。

在我国，选别铜锌硫多金属矿石的首要方法是浮选法。因为矿石中铜锌硫等有用矿藏相互细密共生，矿藏间可浮织堆叠，黄铁含量较高加快矿石氧化等原因，铜锌硫分选一般较为困难。铜都公司选矿厂现为700t/d规划的铜锌硫选矿厂，选用部分优先选铜-混精再磨-铜锌硫别离工艺，处理铜锌硫多金属矿石，通过多年出产实践，工艺日趋老练，出产目标较安稳。 一、矿石性质 铜都公司所属矿山为中温热液裂隙充填告知铜锌硫多金属硫化矿床，矿床分为二大首要类型，即浸染状矿石和块状矿石。 矿石中首要金属矿藏有黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿，少数辉铜矿、黝铜矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿、褐铁矿等，脉石矿藏有石英、重晶石、绢云母、少数方解石、绿泥石、白云石、长石等。黄铜矿、闪锌矿充填于黄铁矿裂隙和颗粒间，构成充填式告知结构，相互连生严密。原矿多元素分析成果见表1，铜锌化学物相分析成果见表2。 表1  原矿多元素分析成果%表2  铜锌化学物相分析成果%  二、工艺流程及出产分析 （一）现场流程安置及特色 铜都公司选矿厂选用部分优先选铜－混精再磨－铜锌硫别离工艺，准则流程图见图1。  图1  选矿准则流程 因为铜矿藏呈不均匀嵌布较为显着，在原矿磨至－0.074mm占72%时，部分铜矿藏已呈单体解离，将部分已呈单体解离的铜矿藏先选别出来。优先选铜后的尾矿进行混合浮选，混合浮选后就丢掉了约占原矿产率70%的尾矿，这样最大极限地节省了选矿加工成本。混合精矿送到球磨机进行二次磨矿，并通过预先查看分级，分级溢流－0.048mm占85%，此刻铜锌硫矿藏已呈单体解离状况。先是按捺锌硫进行二次选铜，然后是锌硫别离。选出锌精矿后，剩下的尾矿就是硫精矿。其间二次选铜作业、选锌作业都选用了快速浮选，首要意图是矿石通过再磨后，同一种意图矿藏之间的可浮性也存在较大的差异，让可浮性较好的矿粒先浮上来，减轻后续作业的担负。二次选铜作业选用快速浮选后，作业回收率进步了10%，选锌作业回收率进步了20%。一起锌硫别离作业选用了蒸汽加温，加温使选锌矿浆温度上升8～10º。蒸汽加温的意图之一是加快黄铁矿的氧化，增大锌硫之间的可浮性差异；其次是进步浮选速率，减少选锌作业药剂的耗费。 （二）意图矿藏捕收剂 在优先选铜部分，捕收剂选用甲基硫脂与BK301的混合液，甲基硫脂与BK301的混合份额为4﹕1。甲基硫脂在有锌硫按捺剂存在时，对铜的捕收效果灵敏，挑选性好，并兼有起泡性，对锌硫的效果较弱。BK301的效果首要是捕收矿石中的伴生金。在公司选厂的出产实践中，发现单一运用甲基硫脂作为优先选铜的捕收剂时，铜精矿1的档次、回收率都较好，但铜精矿1中锌的含量显着偏高，这样不利于锌回收率的进步和铜精矿粉的供应；单一运用BK301铜精矿1的档次虽高，但回收率偏低，首要是BK301的起泡性不够好。通过多年的探索，终究断定甲基硫脂与BK301的混合份额为4：1，此混合药剂的份额统筹了铜精矿1的档次、回收率以及铜精矿1中锌的损失率。 在混合浮选部分，捕收剂首要选用丁基黄药以及少数的甲基硫脂与BK301的混合液。甲基硫脂与BK301的混合液加在混合浮选粗选的榜首槽，丁基黄药加在混合浮选粗选的后几槽及扫选部分。这样降低了丁基黄药对混精别离的影响；一起可浮性较好，但没有在优先选铜中上来的铜矿藏及时浮上来。在出产实践中发现，关于意图矿藏含量相同的终尾，混选丁基黄药用量越大，混精别离作业越困难。这些问题阐明丁基黄药捕收力较强，对铜锌硫捕收效果显着，但挑选性较差。因为混合浮选加了丁基黄药，尽管进行了再磨，但在二次选铜矿浆中还有许多黄药离子。在通常情况下，二次选铜粗选不加捕收剂，只在扫选参加极少数的甲基硫脂与BK301的混合液。选锌用丁基黄药作捕收剂。 （三）锌硫矿藏按捺剂 为了使铜锌硫矿藏有用别离，出产中选用组合 按捺剂来按捺锌硫矿藏。用、钠、硫酸锌、石灰来按捺锌矿藏。钠与硫酸锌的份额为1﹕1，按此份额参加时抑锌效果较好。一起，用合理操控矿浆pH值的方法来按捺锌硫。在优先选铜部分，粗选矿浆pH值操控在10左右，pH过高不只使优先选铜的精矿中含锌升高，并且使终尾矿中意图矿藏的含量显着上升。二次选铜作业pH值操控在12邻近，pH过高泡沫发粘极易跑槽；pH过低硫上浮较多，影响铜精矿2的档次。锌粗选作业pH值操控在10.5左右。出产中靠石灰调浆来按捺黄铁矿。 （四）锌矿藏活化剂 硫酸铜是闪锌矿的常用活化剂，选矿工业实验中发现终尾中锌矿藏的含量下降困难，一起因为混选参加大剂量的丁基黄药，混精别离作业环境恶化，出产目标下滑。因而，在混选扫选作业增加适量的硫酸铜，此举效果显著，终尾中锌矿藏大幅下降。该做法称为异步浮选。选用异步浮选后，近几年终尾矿中意图矿藏的含量一向维持在低水平。有一点需求阐明，被硫酸铜活化的闪锌矿应该很难再被按捺，但通过再磨后，矿藏解离进程中产生了很多新鲜的表面，这样的闪锌矿仍可有用按捺。 （五）其它药剂及效果 出产中选用和活性炭进行脱药处理。尤其在二次选铜作业，需求很多的和活性炭来脱除混合精矿中剩下的黄药。一起还具有清洗矿藏表面、沉积离子、硫化等效果。出产顶用作为起泡剂，但只限于选锌扫选作业。 （六）铜都公司近些年的出产目标(见表3)。 表3出产目标与规划目标对照表%三、结语 针对浸染状、块状不均匀嵌布的杂乱多金属硫化矿，选用部分优先选铜－混精再磨－铜锌硫别离工艺，是一种比较适宜并日趋老练的工艺。挑选适宜的捕收剂和有用的组合按捺剂是铜锌硫别离的要害。蒸汽加温的施行使锌的回收率得到显着进步。快速浮选的使用使铜锌的回收率稳步增长。无工艺的使用，对环境保护起了活跃效果，完成了可持续发展。公司的出产实践对其他同类型矿山具有活跃的学习含义。 参考文献 [1] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].冶金工业出版社. [2] 南昌有色冶金规划研讨院.平水铜矿500选厂初步规划阐明书[R].1984. [3] 湖南有色金属研讨所.平水铜矿选矿工业出产实验陈述[R]. 1987. [4] 北京矿冶研讨总院.进步平水铜矿选矿低档次伴生金的研讨[R].1991. [5] 平水铜矿选矿厂实验室.平水铜矿选矿厂工艺流程查定陈述[R].2000-2004.

近年来，随着国内电锌生产规模不断扩大及锌精矿资源的日益枯竭，含锌废料的开发利用受到关注。铜锌废渣中含有Cu、Zn、Fe、Si、Cl、F等元素，是一种较难处理而又极有回收价值的含锌废料，有些铜锌废渣含铁量较高，在回收锌时分离铁是至关重要的问题之一。目前，多数企业采用硫酸浸出－置换－净化工艺回收铜、锌。该工艺将铁的去除放在净化工序，即浸出铜锌时将大量铁同时转入溶液，再通过黄铵铁矾沉淀法、氢氧化铁水解法、针铁矿法、溶剂萃取法等去除铁。对于铁含量较高的铜锌废渣，铁的净化压力较大，为此，研究了在浸出同时去除铁，分别采用氢氧化铁水解法和黄铵铁矾沉淀法进行试验。 一、试验部分 （一）试验原料 试验原料铜锌废渣取自云南某炼铜企业。铜锌废渣及未除铁浸出液的化学分析结果见表1。 表1  铜锌废渣及未除铁浸出液的化学成分分析结果试剂：工业级H2O2、电解锌废液、工业级CaCO3、工业级NH4HCO3。 分析方法：浸出液中铁质量浓度较高时，直接采用滴定法测定；铁质量浓度较低时，采用分光光度法测定。 浸出液中Fe2+微量,Fe主要为Fe3+；pH为3.0～3.5。 （二）试验方法 1、氢氧化铁水解法 室温下，浸出液中主要金属离子的水解与pH的关系见表2。可见，采用氢氧化铁水解法很容易实现除铁目的。实践中，只需考虑除铁后溶液的过滤性能和控制pH值，防止Cu2+和Zn2+同时水解。 表2  溶液中金属离子与pH关系试验步骤：取铜锌废渣浸出浆料5L，调节pH值，搅拌10～60min，过滤得除铁后浸出液。 2、黄铵铁矾法除铁 黄铵铁矾法除铁基本反应式为：试验步骤：取铜锌废渣浸出浆料5L，调节pH值，加入碳酸氢铵，搅拌，沉淀矾，过滤，得除铁后浸出液。 二、结果与讨论 （一）氢氧化铁水解法除铁 1、pH值对除铁效果的影响 取6份浆料，用CaCO3调节pH值。温度恒定在65～70℃之间，试验结果见表3。可以看出：pH低于4.0时，铜基本不水解，但除铁效果不理想；pH在4.5～5.0之间，除铁效果较好，但铜水解较多；pH值升高到4.0以上，随着铜的水解，溶液过滤性能变好，因为浸出渣中生成了一定量的氢氧化铜晶粒。 表3  pH值对氢氧化铁水解法除铁效果的影响2、温度对除铁效果的影响 取4份浆料，控制pH在3.5～4.0之间，搅拌3h，在不同温度下进行试验，结果见表4。可以看出：温度在65～100℃范围内，对铁和铜的水解影响不大；随温度升高，溶液过滤性能略有好转。 表4  温度对氢氧化铁水解法除铁效果的影响（二）黄铵铁矾法除铁 1、温度对除铁效果的影响 取4份浆料，加入沉矾理论值1.5倍的NH4HCO3，用电解废液调节pH值至2.0左右，在不同温度下搅拌3h，试验结果见表5。可以看出：在65～100℃范围内，随温度升高，沉矾效果明显提高；当温度达95～100℃时，溶液中铁质量浓度降至0.13g/L;随温度升高，溶液过滤性能变好。 表5  温度对黄铵铁矾法除铁效果的影响2、pH值对除铁效果的影响 取5份浆料，加入沉矾理论值1.5倍的NH4HCO3，温度维持在85～90℃之间，搅拌3h，用电解废液调节浆料pH值。试验结果见表6。可以看出：沉矾始点pH值低于1.5时，沉矾效果稍差；随pH值降低，沉矾效果恶化明显，而且浆料的过滤性能明显变坏；沉矾始点pH值在2.0～3.0之间，沉矾效果较好，浆料过滤性能较好。 表6  pH值对黄铵铁矾法除铁效果的影响3、搅拌时间对除铁效果的影响 取1份浆料，加入沉矾理论值1.5倍的NH4HCO3，用电解废液调节浆料pH值偏向2.0，搅拌不同时间。试验结果见表7。可以看出，搅拌1～5h，沉矾效果较好，浆料的过滤性能亦变好。 表7  搅拌时间对黄铵铁矾法除铁效果的影响4、碳酸氢铵用量对除铁效果的影响 取4份浆料，分别加入不同量NH4HCO3，用电解废液调节始点pH值偏向2.0，温度维持在85～90℃之间，搅拌1h，试验结果见表8。可以看出，NH4HCO3的加入量为沉矾理论值时沉矾效果较好。 表8  碳酸氢铵用量对黄铵铁矾法除铁效果的影响5、黄铵铁矾法除铁工业实践 在大约45m3的铜锌废渣浸出浆料中，加入沉矾理论量1.0～1.2倍的NH4HCO3，用电解废液调节始点pH值偏向2.5，温度维持在85℃以上，搅拌3.0h，试验结果见表9。可以看出：浸出时，采用黄铵铁矾法除铁，可同时除去部分其他杂质，尤其是F元素，其原理有待进一步研究。 表9  铜锌渣浸出液除铁后化学成分分析结果g／L三、结论 （一）铜锌废渣浸出过程中，采用氢氧化铁水解法除铁，pH值较低时，除铁效果较差；pH值较高时，除铁效果好，但浸出液中铜水解较严重。 （二）采用黄铵铁矾法除铁效果较好，溶液中铜回收率高，适宜湿法处理铜锌废渣过程中的初步除铁。较为适宜的工艺条件为：温度85℃以上，pH值在2.0～3.0之间，搅拌时间3～5h，碳酸氢铵用量为理论用量的1.0倍以上。最佳条件下，铜锌废渣浸出液中铁质量浓度可降至0.25g/L以下，而且浆料的压滤性能良好。

一、70~100吨/日铜选矿厂主厂房配置（Ф1200×1200球磨机、XJK-0.35浮选机）（见下图） [next]     二、70~100吨/日铜选矿厂主厂房配置（Ф1200×2400球磨机、90ZDZ浮选柱）（见下图） [next]     三、70~100吨/日铅锌选矿厂主厂房配置（Ф1200×2400球磨机、XJK-0.35浮选机）（见下图） [next]     四、150~200吨/日铜选矿厂主厂房配置（Ф1500×1500球磨机、XJK-0.35浮选机）（见下图）

五、150~200吨/日铜选矿厂主厂房配置（Ф1500×3000球磨机、150ZFZ浮选柱）（见下图） [next]     六、150~200吨/日铅锌选矿厂主厂房配置（Ф1500×3000球磨机、XJK-0.62浮选机）（见下图） [next]     七、150~200吨/日铅锌选矿厂主厂房配置（Ф1500×3000球磨机、150ZFZ浮选柱）（见下图） [next]     八、250~300吨/日铜选矿厂主厂房配置（Ф2100×2200球磨机、180GFZ浮选柱）（见下图） [next]     九、250~300吨/日铅锌选矿厂主厂房配置（Ф2100×2200球磨机、XJK-1.1浮选机）（见下图）

一、原矿性质 黑龙江某铜锌铁多金属矿中铜、锌和铁的品位分别为0.11%、0.82%和49.50%。矿石中的主要金属矿物有磁铁矿、黄铜矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、白铁矿等，主要脉石矿物有透闪石、阳起石、透辉石、方解石、白云石、钙铁榴石、橄榄石、蛇纹石，滑石，金云母，绿泥石等。 原矿主要元素化学分析结果见表1。由表1可以看出，矿石中主要有价元素为铁、铜和锌；铁品位为49.50%，锌和铜的品位较低，分别为0.82%和0.11%，可以考虑综合回收；其他金属元素含量都比较低。造岩组分SiO2、CaO、MgO和Al2O3的含量均较低，脉石矿物应以含铝较低或不含铝的硅酸盐矿物及碳酸盐矿物为主。铁、铜和锌的化学物相分析结果分别见表2～表4。结果表明，矿石中铜和锌矿物的氧化率都比较低，铁主要以磁铁矿的形式产出；因少量铁赋存在磁黄铁矿中，磁选时磁黄铁矿可能进入到磁选精矿中，这将影响铁矿的质量。 矿石中的矿物组成比较复杂，铜、锌和铁主要都以独立矿物形式存在。铜矿物主为黄铜矿，铅矿物主为方铅矿，锌矿物主要为闪锌矿，铁主要为磁铁矿，其次为磁黄铁矿、黄铁矿、白铁矿等硫化物，还有部分铁赋存于硅酸盐矿物中。脉石矿物主要为透闪石、阳起石、透辉石、方解石、白云石、钙铁榴石、橄榄石、蛇纹石、滑石、金云母、绿泥石等，其中以闪石、辉石及石榴石类硅酸盐矿物为主，其次是以方解石和白云石为主的碳酸盐矿物。 矿石的构造以致密块状构造为主，其次是条带状构造。矿石的结构主要为脉状结构、自形、半自形粒状结构、乳滴状结构及交代充填结构。矿石中的矿物组成及共生关系有以下几个特点： （一）低锌磁铁矿矿石以块状构造为主，矿石内磁铁矿含量高、嵌布粒度粗，粗粒磁铁矿中常见脉石矿物包裹本，除局部嵌布有细粒闪锌矿外，矿石中其他的金属硫化物含量极少。 （二）在闪锌矿矿化的磁铁矿中，磁铁矿仍是含量最高的金属矿物，该矿物内部有磁黄铁矿、闪锌矿、黄铁矿等硫化物和脉石矿物的包裹体。矿石中的脉石矿物主要为硅酸盐类和碳酸盐类矿物，其中硫化物的成矿与后期碳酸盐矿化有关。 （三）含锌磁铁矿矿石中金属矿物以磁铁矿为主，含少量细粒闪锌矿，部分细粒闪锌矿与脉石矿物充分解离存在一定困难，矿石局部可见少量的黄铜矿、黄铁矿；粗粒磁铁矿中常包裹有细粒脉石矿物，局部包裹有细粒闪锌矿。 （四）闪锌矿的嵌布粒度较粗，与磁铁矿紧密共生，但二者在磨矿业作时彼此易于充分单体解离，粗粒闪锌矿中常包裹有细粒黄铁矿、黄铜矿等硫化物，偶见到粗粒闪锌矿边缘嵌布有机碳。 磁铁矿、闪锌矿的粒度较粗，而黄铜矿的粒度则较细，在＋0.074mm粒级中磁铁矿的占有率为79.34%，闪锌矿的占有率为79.32%，而黄铜矿为30.04%；而在－0.010mm粒级中黄铜矿的占有率最高，为3.17%，而闪锌矿和磁铁矿的占有率极低。 二、试验结果与讨论 （一）试验方案的拟订 针对矿石的特点，可供选择的工艺流程有浮选－磁选流程、磁选－浮选流程，浮选流程一般有混合浮选、优选浮选、等可浮流程等。本试验首先进行了选磁后浮和先浮后磁两种选矿方案的探索试验。试验结果表明，采用先磁后浮流程时铜、锌在铁精矿中的损失率较大，分别为41.30%和28.52%，影响铜和锌的回收；而先浮后磁流程有效地避免了铜、锌在铁精矿中的损失，并且考虑到先磁后浮流程中磁选尾矿在浮选前需要新建浓密机进行浓密处理，与现场的先浮后磁流程差异较大，因此本试验主要对选浮后磁工艺流程进行详细的研究。 （二）磨矿细度试验 粗选磨矿细度试验工艺条件是石灰用量为700g/t（加入到球磨机中）、水玻璃用量为1000g/t、硫酸锌用量为1000g/t、抑制剂HD－1用量为1000g/t、铜捕收剂BD6用量为32g/t、2号油用量为20g/t，浮选时间5min。不同磨矿细度与选别指标的关系见图1。由图1可以看出，随着磨矿细度的增加，铜粗精矿中铜的品位和铜回收率均增加，当磨矿细度达到－0.074mm粒级占80%时铜粗精矿中铜品位和铜回收率最高，因此磨矿细度为－0.074mm粒级占80%。 （三）抑制剂种类和用量试验 采用石灰、水玻璃、破酸锌、HD－1等抑制剂进行了其用量试验，试验结果见图2。根据不同抑制剂用量试验结果：确定了这些抑制剂的用量，分别为CaO700g/t、ZnSO41000g/t、ZnSO41000g/t、HD－11000g/t。抑制剂HD－1为一种元机盐类闪锌矿的抑制剂。 （四）铜捕收剂种类试验 采用BK6、丁黄药、乙黄药、丁胺黑药进行了捕收剂种类试验，捕收剂用量均为32g/t，试验结果见表5。由表5可以看出，BK6具有较好的捕收能力，因此选用BK6作为铜捕收剂。BK6是一种油性液体，在水中易弥散。（五）铜精选试验 铜精选试验添加硫酸锌200g/t，HD－1 300g/t，精选时间3min。试验结果见表6。（六）锌浮选试验 采用石灰作为黄铁矿的抑制剂、硫酸铜作为活化剂、丁黄药作为捕收剂、2号油作为起泡剂，进行了锌浮选条件试验，最后确定锌浮选的工艺条件为石灰用量1000g/t、硫酸铜用量200g/t、丁黄药用量10～20g/t，粗选时间6min。 （七）选铁磁场强度试验 磁场强度试验结果见图3，磁场强度选为63.6KA/m，此时铁精矿品位为63.91%，硫含量小于0.5%，已达到合格铁精矿质量标准。 （八）磁选精选试验 为获得铁品位不小于66%、硫品位不大于0.4%的高品位铁精矿，进行铁粗精矿脱硫浮选再磨细度试验，工艺条件为pH＝5.5，水玻璃用量300g/t，丁黄药用量100g/t，2号油用量60g/t，浮选时间6min，磁精选磁场强度63.6KA/m，试验结果见图4。结果表明，细磨对提高铁精矿品位有利，磨矿细度－0.038mm粒级占82%是适宜的。（九）闭路试验结果 闭路试验原则流程见图5，结果见表7。三、结论 （一）试验矿石属多金属硫化矿，主要回收金属元素为铜、锌和铁，其含量分别为0.11%、0.82%和49.50%。主要金属矿物有磁铁矿、黄铜矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、白铁矿等，主要脉石矿物有逐闪石、阳起石、透辉石、方解石、白云石、钙铁榴石、橄榄石、蛇纹石，滑石，金云母，绿泥石等。 （二）采用铜锌优选浮选－选锌尾矿磁选－铁粗精矿再磨－磁精选的工艺流程获得了合格的铜精矿、锌精矿和高品位铁精矿。 参考文献 ［1］北京矿冶研究总院，黑龙江某铁锌矿选矿小型试验报告［R］.2008。 ［2］胡熙庚，有色金属硫化矿选［M］.北京：冶金工业出版社，1992：230～250.

该厂于1958年基建，1960年投产，设计才能为10000t/d，历年出产处理才能最高可达13000t/d，是我国最大的铜矿选矿厂之一。 该矿有折腰山（一采场）、火焰山（二采场）两个采场，现一采场露天完毕已转入坑下挖掘，二采场亦将完毕，故出矿才能下降至4000t/d。 （1）          矿石性质：该矿为典型的含铜黄铁矿矿床。矿体产于蜕变角斑凝灰岩中，近矿围岩有石英钠长斑岩和石英角斑岩，矿体与围岩受蜕变效果，上部为氧化带、次生富集带，下部为原生带，其间次生富集带非常发育，深度达80m，构成矿石类型繁复，成分杂乱。 矿石天然类型可分为块状含铜黄铁矿石（简称块状矿）、浸染状铜硫矿石（简称浸染矿）、块状铜锌黄铁矿石（简称铜锌矿）三种。矿量曾经两者为主，铜锌矿所占份额较小。按矿石中矿藏的结构结构则可分为浸染状、细密块状两类，块状矿与铜锌矿可归属细密状类型。 矿石中首要有用成分为铜、硫、锌，也有稀贵金属金、银、硒、碲、铟、等，详见原矿多元素分析下表。 原矿多元素分析（1986年材料）项目Cu,%Zn,%Pb,%Cd,%S有用Fe,%块状矿 浸染矿 铜锌矿1.41 1.16 0.750.30 0.07 2.40.063 0.03 0.5710.0026 0.0142.40 6.60 26.3039.15 11.05 24.45项目As,g/tAu,g/tAg,g/tSiO2,%CaO,%Al2O3,%块状矿 浸染矿 铜锌矿0.023 0.012 0.05150.80 0.1017.87 3.339.74 60.26 25.960.80 0.79 1.112.12 8.07 1.35 块状矿中金属矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、其次为辉铜矿、铜蓝、闪锌矿、方铅矿、铅矾、磁铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿均稀有。脉石矿藏有石英、阳起石、绿泥石、绢云母等。块状矿最大的特点是金属矿藏占矿石含量的92~95%，且黄铁矿占85%以上，脉石矿藏仅占5~8%.该类型矿含铜档次动摇大，高者达8%，低者小于0.5%，均匀2~3%。矿石中铜矿藏与黄铁矿细密共生，呈块状结构，铜矿藏以原生硫化铜为主，次生硫化铜次之，氧化铜较少。铜矿藏结晶粒度粗细不均，最大颗粒1~2,mm,最小颗粒0.01mm，铜蓝结晶颗粒较粗，黄铜矿结晶较细，颗粒在0.074mm以下者占90%。矿石密度4.5t/m3，松懈密度3.0t/m3，普氏硬度8~10。 浸染矿中首要金属矿藏有黄铜矿、黄铁矿，其次为少数铜蓝、辉铜矿、闪锌矿、白铅矿、磁铁矿、褐铁矿，方铅矿很少见。脉石矿藏首要有石英，其次有绿泥石、绿帘石、绢云母。黄铜矿与黄铁矿八成呈集合体嵌布在脉石中，黄铁矿仍是矿石中含量最多的金属矿藏，约占总量的24~27%，常以自形晶、半自形晶和粒状集合体产出，嵌布粒度在0.1~0.5mm之间，但部分与黄铜矿、铜蓝在一起的颗粒较细。铜矿藏呈细粒不均匀浸染，嵌布粒度较块状矿粗。浸矿含铜档次0.4~2%，含硫5~15%。矿石密度3.0t/m，松懈密度2.0t/m3。 铜锌矿中首要金属矿藏有黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、铁闪锌矿、黄铜矿，其次有辉铜矿、铜蓝、方铅矿、硫砷铜矿及少数毒砂，脉石以石英为主。铜矿藏、锌矿藏及黄铁矿互相细密共生，颗粒极细，铜矿藏多在0.02~0.04mm之间，最小者可达0.005mm，闪锌矿呈带状、板状或细脉状结构，粒度小于0.023mm约占50%，黄铁矿占矿石总量的70%以上，多为细粒晶体。铜锌矿较块状矿难磨，特别次生铜锌矿细磨时，铜蓝易泥化，闪锌矿被铜离子活化，使铜、锌矿藏可浮性差异更小，故此类矿石难苦难选。铜锌矿含铜0.4~1.0%，含锌2~5%，一般锌档次高出铜档次2倍以上。

一、阿舍勒铜矿规划的根本情况 （一）矿石性质与规划流程和目标 阿舍勒铜矿的矿石属铜锌多金属硫化矿，首要金属矿藏有黄铁矿、黄铜矿、砷黝铜矿和闪锌矿，其间黄铁矿占矿藏相对含量的66.5%；黄铜矿占矿藏相对含量的5.81%；砷黝铜矿占矿藏相对含量的0.63%；闪锌矿占矿藏相对含量的1.76%。铜矿藏和锌矿藏均与黄铁矿严密嵌布，嵌布粒度较细。铜矿藏多呈集合体，其间黄铜矿嵌布相对简略，与闪锌矿根本不存在固溶体结构；砷黝铜矿嵌布最为杂乱，呈微细粒包裹、告知在黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿之中或许边际；闪锌矿呈两期生成，一部分嵌布简略可浮性较好，另一部分呈微细粒杂乱嵌布。首要金属矿藏可浮性次序为：黄铁矿>黄铜矿>闪锌矿>砷黝铜矿。矿石性质标明此矿石是非常杂乱难选的，铜锌别离困难。可选性研讨进行了3种流程的选矿实验：铜锌混选再别离、部分优先和顺次优先，其间铜锌混选再别离流程的目标最优，故被规划选用作为现在出产流程：在85%-74μm磨矿细度条件下进行铜锌混合浮选（以下简称混选段），三次粗选、两次扫选浮选得到的混选粗精矿再磨，再磨细度为95%～43μm；然后进行铜锌别离浮选（以下简称选铜体系），一次粗选、三次扫选、三次精选得到的浮选泡沫产品为终究铜精矿；铜锌别离的尾矿进行锌硫别离浮选（以下简称选锌体系），一次粗选、两次扫选、五次精选得到的浮选泡沫产品为终究锌精矿。 （二）阿舍勒铜矿的浮选药剂根底 1、捕收剂 混合段的捕收剂首要有黄药和PAC（或BK308）；选铜体系的捕收剂首要有BK404；选锌体系的捕收剂首要是黄药。其间黄药对铜锌硫化矿的捕收才能较强，但对黄铁矿（以下简称硫）的挑选性较差，或称捕收铜或锌时的“拉硫”现象较强；PAC或BK308归于挑选性较强的捕收剂，相对于黄药而言，针对硫的捕收才能较弱，或称捕收铜锌时的“拉硫”现象较弱，但针对铜锌之间的挑选性不同不大；BK404亦归于挑选性较强的捕收剂，首要是针对铜锌之间的挑选性好，或称“拉铜”较强而“拉锌”较弱，但其整体捕收才能弱于前两种药并兼有起泡性。 2、按捺剂 混合段的“压硫”按捺剂为石灰，加在二段磨矿的泵池内；选铜体系的按捺锌（以下简称压锌）的组合按捺剂首要为硫酸锌+钠，实施分段增加，先在再磨机增加活性炭和脱药，然后在铜锌别离的一次粗选、三次扫选、三次精选作业中分段增加硫酸锌+钠；选锌体系的压硫按捺剂为石灰。 二、铜精矿出产情况及选矿技能进步 选矿厂于2004年11月试投产，180名职工中仅装备了11名磨浮熟练工人和80名当年技校毕业生，职工对流程、工艺以及操作的熟练程度较低，5名选矿技能人员各把一关，战胜新疆冬天出产和职工技能不熟练等各种困难，经过一个冬天的锻炼，到2005年4月现已可以安稳出产：处理量97t/h，铜精矿档次一般18.9%～20%，铜金属收回率安稳在75%左右，铜精矿含锌4%～5.7%，锌金属收回率23%～30%，距规划目标相差较大。 （一）优化混选操控 北京矿冶研讨总院的选矿研讨报告清晰阐明，阿舍勒铜矿的矿石性质特殊，黄铁矿在浮选中的走向，既影响铜锌的收回目标又影响铜锌两种精矿的别离和杂质互含，石灰用量的操控对选矿调理非常灵敏。所以在调试之初一向在评论和研讨混选的pH值操控的影响程度，观察到选铜体系的粗选、扫选泡沫层呈不正常的过大过厚过黏情况，并且铜粗选的“瓶颈”效应显着，铜锌别离的尾矿（以下简称铜尾）含铜一向高于原矿一倍左右，无法下降，为此曾怀疑是铜锌别离浮选时刻不行之故。在2005年4月与北京矿冶研讨总院的专家评论中，选矿技能人员发现为确保混选的铜锌收回率所操控的混选产率过大，约在35%～42%，而规划要求为35%以下，故此增加了铜锌别离作业的负荷。至此，对混选的详细操控目标有了新的知道： 1、加强混选的“压硫”条件，操控适合的石灰用量（即pH值）； 2、调整混选的药剂准则，到达少“拉硫”的意图，减小混选产率。加大PAC等挑选性较强的捕收剂的用量份额，由规划的45%进步到68%，并且把PAC（或BK308）首要用在混合粗选段，混合扫选段则用捕收力气较强的黄药。 经过一系列药剂准则的调整之后，混选作业的产率根本操控在30%左右，但收回率低于规划值。于2005年11月的矿山大修期间，调整了浮选机的叶轮盖板空隙、充气量等各项操控参数，使浮选机在最佳的情况下作业，混选作业的收回率又得以进一步进步。经过优化混选操控后的混选目标见下表。 混选目标表/%混合段的少“拉硫”药剂计划，进步混选的铜收回率4%～6%，挨近规划目标。 （二）半优先流程改造 阿舍勒铜矿矿石性质杂乱，矿体中各类型矿石散布极不均匀，且矿石档次改动较大，故此形成进当选矿厂的矿石性质、档次改动较大，浮选作业工艺重要条件操控难度较大。经过屡次现场出产流程调查发现：铜锌混合粗选Ⅰ（以下简称混粗Ⅰ）前两槽泡沫含铜档次在19.2%～23%之间，挨近铜精矿档次。 阐明在85%－74μm磨矿细度下，部分现已单体解离的黄铜矿，可浮性好并且浮游速度很快，在混粗Ⅰ前两槽的泡沫产品中得到较好的富集。此刻，部分可浮性较好的闪锌矿，浮游速度也较快，在混粗Ⅰ前两槽的泡沫产品中也较快富集，档次在4%～6%之间，略高于终究铜精矿中的含锌档次。由此发生“半优先选铜”流程思路：让混粗Ⅰ第1、2槽泡沫产品直接进入铜锌别离精选Ⅱ（以下简称铜精Ⅱ）作业，削减铜金属在流程里的停留时刻，进步选铜作用。 流程详细改动为：将混粗Ⅰ的第1、2槽和后3槽的泡沫槽用挡板离隔，则混粗Ⅰ的第1、2槽变成半优先选铜浮选槽（以下简称半优先），后3槽仍作为混粗Ⅰ浮选槽，半优先的泡沫直接进入铜精Ⅱ的第2槽，其他流程不变。流程改造前后的区别在：原混选的前两槽作为半优先作业，半优先作业之后仍是铜锌混选；半优先泡沫与混选后的铜锌别离的泡沫产品在铜精Ⅱ作业集合，经铜精Ⅲ分选后成为终究铜精矿。半优先流程启用后铜精矿目标敏捷好转。针对半优先泡沫所经流程较短、对铜精矿的质量影响较大的特色，进行了半优先不同药剂准则的调试，调试根本分为3大阶段： 1、第一阶段，根本坚持原混选药剂准则。考虑到黄药具有捕收才能较强、挑选性较弱的特色，为确保铜精矿档次，削减黄铁矿的上浮对铜精矿质量的影响，混选前拌和槽停止运用黄药，仅用挑选性较好的捕收剂PAC，以进步半优先泡沫质量，一起在铜锌别离粗选增加黄药运用量，以改进铜锌别离作用。 2、第二阶段，选用部分优先流程的部分优先作业的药剂条件。因为第一阶段调试出产的铜精矿中，锌丢失较大，技能人员重新研讨北京矿冶研讨总院的“阿舍勒铜矿一号矿体选矿实验报告”，以为部分优先流程的部分优先作业的药剂条件，可以切入半优先流程运用，挑选BK404作为半优先作业的捕收剂，以加强半优先泡沫中铜与锌上浮的挑选性差异，下降锌金属在半优先泡沫中的富集量。详细用药为：混选前拌和槽参加“压锌”的按捺剂硫酸锌+钠及捕收剂BK404，混粗Ⅰ的第3槽参加PAC，以坚持混选用药总量。 坚持混选用药总量。 3、第三阶段，改进后的半优先药剂准则。半优先流程实质上是铜锌等可浮+铜锌混选-别离浮选流程。矿浆经过半优先作业之后，进入铜锌混选流程。但第二阶段调试却是在当选前的拌和槽内，参加了很多的硫酸锌和钠，从理论上讲硫酸锌和钠是闪锌矿的组合按捺剂，它们存在于矿浆中，既按捺锌金属在半优先作业的上浮，也按捺锌金属在半优先之后的铜锌混选的上浮，对铜锌混选的锌收回有负面影响；按捺剂用药总量较大，增加了药剂本钱。为此考虑将硫酸锌和钠的增加，改到半优先泡沫槽内，变半优先之前矿浆“压锌”为半优先之后泡沫“压锌”，形成了改进后的半优先药剂准则：选用对铜锌有挑选捕收差异的捕收剂BK404、半优先泡沫抑锌、半优先的选铜“压锌”不影响后续的铜锌混选作用。 整体比较选铜作用，半优先流程具有以下几个长处： 1、半优先流程有利于进步铜金属收回率。 2、半优先流程有利于进步部分设备的处理才能和节省能耗。理论上分析，半优先作业使得一部分铜金属的矿浆跳过再磨机和铜锌别离的粗扫选作业直接进入铜精Ⅱ，减轻了再磨机和选铜作业的负荷，必定程度讲，既节省设备能耗，还进步了再磨机和选铜浮选设备的处理才能。 3、在适合的原矿条件下，半优先流程存在潜能。在出产实践中一般呈现一种浮选现象：闪锌矿绝大多数是在混粗选Ⅱ乃至混粗Ⅲ上浮。它标明原矿中的闪锌矿所具有的两期生成的特性，在混选进程中体现非常显着：除少数易浮的闪锌矿上浮较快、在半优先作业富集外，大部分的闪锌矿仍是滞后于黄铜矿的浮选速率。若在高铜低锌的原矿条件下，易浮锌含量会更少，半优先泡沫中含锌量会随之下降，半优先流程更能充沛发挥优势：既完结铜金属快收早收，对锌金属收回的影响也不大。现在矿山为进一步进步产能和效益，正在进行半优先流程的浮选柱的工程改造。 （三）优化铜锌别离作业 经过混选优化操控和半优先流程改造后，铜精矿目标为，含铜20%左右，铜金属收回率80%左右，含锌3%～4%，铜精矿中锌丢失率25%～30%，铜尾矿含铜依然高于原矿档次。各种痕迹标明铜锌别离难度较大，为此展开了铜锌别离的捕收与按捺机理的研讨，以期寻觅捕收剂与按捺剂的用量符合点，改进铜与锌可浮性的挑选趋向。 1、铜锌别离段的“抑锌”条件改进 研讨铜锌别离浮选的按捺机理和用量合理增加。详细研讨有两点： （1）按捺剂总量的30%～40%参加再磨机。其理论依据一是浮选药剂的参加次序一般为：先加调整剂如按捺剂、活化剂等，后加捕收剂、起泡剂。因而按捺剂加药点从铜锌别离拌和槽向前说到再磨机和脱药拌和槽均可，脱药拌和槽是最佳点，但高差不行，选定按捺剂的加药点为再磨机；理论依据二是别离浮选的按捺剂在浮选前参加满意量，是可以彻底按捺，因而按捺剂的首要量应加在再磨机。经过近一个月的重复调试和验证，断定参加再磨机的按捺剂用量为总量的30%，“压锌”作用显着，铜精矿中锌丢失率显着下降。 （2）调整铜扫选的“压锌”思路。在铜锌别离的扫选部分，规划的按捺剂用量次序为：铜扫Ⅰ>铜扫Ⅱ>铜扫Ⅲ，并且铜扫Ⅲ作业没有钠的加药点，阐明铜扫Ⅲ作业的压锌最弱、铜扫Ⅱ作业的压锌又弱于铜扫Ⅰ作业，即规划时的“压锌”观念为：沿矿浆流向铜扫选作业的“压锌”作用可逐渐下降。而在实践出产中，铜扫Ⅱ、Ⅲ作业常常呈现锌上浮比较严峻的现象，屡次的流程调查数据也显现：铜扫Ⅱ、Ⅲ作业的泡沫中，锌含量高于铜的几倍。每逢呈现这种现象时，铜精矿中的含锌就会上升，只要加大按捺剂用量，或是调整挑选性捕收剂类型的份额，而这些调整都会进步选矿本钱却收效甚微。在重复屡次的调整与评论中逐渐知道到：进步铜扫Ⅱ、Ⅲ作业的按捺剂用量，先在铜扫Ⅱ、Ⅲ作业把锌按捺住，则它们回来铜扫Ⅰ的矿浆中，锌的上浮性弱，再在铜扫Ⅰ作业稍微加点按捺剂，就能改动铜扫选矿浆的铜锌浮选的挑选性；鉴于铜扫Ⅲ作业后的矿浆要进当选锌体系，其按捺剂用量略低于铜扫Ⅱ作业；即按捺剂用量多少的次序为：铜扫Ⅱ>铜扫Ⅲ>铜扫Ⅰ。并增加了铜扫Ⅲ作业钠的加药点，进一步增强了“压锌”作用。 跟着铜扫选“抑锌”思路的改动，铜锌别离作业的铜与锌之间的挑选性呈现根本性改动：铜精矿中含锌档次曾一度低于1%、含锌丢失率15%左右；铜尾矿含铜档次下降到1.2%～2%；铜尾矿含锌高于铜锌别离原矿，一般在4%～6%，随原矿含锌变高曾高达10%以上；铜锌别离的作业收回率由85%左右进步到90%以上。 2、铜锌别离段的少“拉锌”条件趋于合理 深入研讨铜锌别离浮选的捕收剂在各点用量的合理份额。 曾于2005年7月15～19日呈现接连5天铜收回率高于80%但铜精矿档次低于18%的目标，经过细心研讨这5天的药剂准则，捕捉到铜锌别离的捕收剂的各点用量之间存在的份额关系：铜粗选的捕收剂用量占总用量的51%～54%、铜扫Ⅰ的占18%～24%、铜扫Ⅱ的占16%～19%、铜扫Ⅲ的占8%～12%。 8月1日试用铜粗选的捕收剂用量占总用量的50%，接连11天铜收回率高于80%，分析其原因是铜锌别离收回率高于曾经8%。之后于8月21～25日，铜锌别离捕收剂的各点用量的份额严厉按铜粗选：铜扫Ⅰ：铜扫Ⅱ：铜扫Ⅲ=52∶19：19∶9.5增加，铜锌别离收回率高于曾经10%，接连8天铜收回率高于85%。 2005年11月的矿山大修后开机时，铜锌别离捕收剂的各点用量根本按：铜粗选：铜扫Ⅰ∶铜扫Ⅱ∶铜扫Ⅲ=52∶19∶19∶9.5的份额增加，接连半月铜目标稳中有升。当呈现动摇时的调整方法为：当铜尾矿含铜档次高时，将铜扫Ⅱ的份额调高到20%～24%；当铜精矿档次偏高时，将铜粗选的份额调高到52%～54%；当铜精矿含锌偏高时，调整单点捕收剂的BK404与黄药之间的份额，一般BK404：黄药约为：铜粗选（2～3）∶1、铜扫Ⅱ（2～3）∶1、铜扫Ⅲ2∶1；当铜精矿含锌过高时，黄药份额更小或微量。跟着经历的逐渐堆集，使各点捕收剂用量份额的调整能做到有的放矢、趋于合理。 铜锌别离浮选的“压锌”和少“拉锌”药剂计划，下降了铜精矿含锌档次，进步了铜锌别离作业收回率3%～4%。按捺与捕收符合选矿理论在铜锌别离浮选段的成功运用，彻底改动了铜与锌的可浮性的挑选趋向，改进了铜锌别离作业的别离功率。 三、锌精矿出产情况及选矿技能进步 锌硫别离浮选段是阿舍勒铜矿选厂3大浮选段的最终一段，它要接受混选段和选铜体系的剩下矿藏含量、剩下药剂、矿浆酸碱度等，因而选锌体系处于被逼情况，需求前两个浮选段为它供给适合的根底条件：1、混选段，充沛浮锌并强力抛硫，尽量削减锌硫别离的杂质负荷；2、选铜体系，选尽铜尾矿的铜，并把足量的锌赶往铜尾矿，为锌硫别离段供给较好的当选矿藏组成成分；3、选铜体系的剩下药剂需有消除手法或操控在选锌体系可接受的规模之内；4、选铜体系的铜尾矿浆酸碱度的pH值，需能满意锌硫别离段的活化剂与按捺剂的作用条件。 （一）加大锌精选中矿回来量，处理锌精选作业泡沫的“硫夹藏”现象在混选和铜锌别离这两段技能攻关没到达必定程度时，锌精矿档次一般在30%以下；锌硫别离的浮选泡沫中黄铁矿“夹藏”（以下简称“硫夹藏”）现象严峻；泡沫常常呈不正常的“煮稀饭”现象；当铜尾矿含铜档次偏高时，锌硫别离浮选段的泡沫色彩呈黄色，锌精矿档次下降到20%以下，锌精矿中铜的含量高达10%乃至更高；为坚持锌精矿档次，锌硫别离作业的硫酸铜、黄药等浮选药剂常常被逼停加。 为此，选锌攻关详细办法有五项：1、要求混选段尽量少“拉硫”：混选段运用挑选性好的药剂PAC（或BK308），与黄药合理的合作，以竭力削减选锌体系矿浆中硫的含量；2、加强混选的pH值操控：使铜锌别离段的当选pH值操控在9以下，以确保锌硫别离段有满意的调浆时机；3、消除铜锌别离段的剩下药剂：在铜尾矿加活性炭，以脱除部分黄铁矿在铜锌别离浮选段所带的捕收剂，减小黄铁矿上浮的可能性；4、加大锌精选作业的中矿回来量：要求操作中加大锌精选的泡沫冲刷水量、坚持锌精选作业的浮选机的粗砂孔全开；5、改造锌精选Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ浮选机：在浮选机低于液位操控闸板的最低方位，开一个大尺度的中矿回来孔。采纳办法后调试有起色，锌精矿档次于9～10月起已开端徜徉于45%左右，但操作方法异常：选锌的一切浮选机阻滞泡沫刮板；浮选泡沫冲刷水过大，形成磨浮体系的新水与回水的用量失去平衡。选锌收回率一向提不高，只能牵强坚持锌精矿档次一项目标。 （二）加大活化剂用量 在铜锌别离攻关到达必定程度后：铜精矿中含锌丢失率低于20%；铜尾矿含铜降到1.2%～2%；铜尾含锌在4%～6%以上，这才使选锌具有了选其他当选矿藏条件。 2005年12月底正在进行的硫酸铜与石灰增加次序的比照实验标明，硫酸铜的用量超越规划用量一倍时，选锌作用显着变好。现场出产当即选用这一实验作用，大幅度增加选锌体系的硫酸铜用量，现场的锌粗选、扫选泡沫的锌上浮现象非常显着，随之锌精选的泡沫也呈现出锌上浮的现象。当月锌精矿档次45%，锌收回率38%。 （三）调整活化与按捺作用次序，硫酸铜先于石灰增加 规划的锌硫别离根本思路是：先将当选矿浆用石灰调整pH值，在高钙条件下按捺黄铁矿；然后增加硫酸铜，活化在铜锌别离进程中被按捺过的闪锌矿；之后参加黄药、BK201将闪锌矿浮起来。该计划有理论上有一个缺点：硫酸铜对黄铁矿的活化才能要比闪锌矿强，当硫酸铜活化闪锌矿时，矿浆中很多的黄铁矿也会被活化，因而形成锌精选泡沫“硫夹藏”现象严峻，影响了锌精选的作用。硫酸铜的活化机理为：硫酸铜是酸性盐，在水中彻底电离，使溶液呈弱酸性，溶液中有用Cu2＋浓度与矿浆pH值有关。为了避免Cu2＋水解，进步活化功率， 最好在酸性或中性矿浆中运用硫酸铜。而规划硫酸铜是在pH值大于11的碱性条件下运用硫酸铜。此刻，一部分铜离子转化为碱式硫酸铜或碱式碳酸铜，使有用Cu2＋浓度削减，形成活化功能下降。 2006年1月完结了硫酸铜后于石灰增加计划和硫酸铜先于石灰增加计划的比照实验，即先用石灰调浆按捺黄铁矿后加硫酸铜活化闪锌矿的实验，与先用硫酸铜活化闪锌矿后加石灰按捺黄铁矿的实验进行比照。硫酸铜先于石灰增加计划的实验目标，比硫酸铜后于石灰增加计划高出许多：锌粗精矿锌档次高出10.5%，收回率高出18.48%；硫酸铜先于石灰增加实验的锌粗精矿泡沫，黄铁矿“夹藏”现象显着削减。比照实验结果标明，跟着矿浆pH的升高，矿浆中硫酸铜的有用活化成分削减，对闪锌矿的活化才能削弱。 硫酸铜增加点提前到石灰之前的工艺改造于2006年2月24日完结，3月份的累计锌精矿目标：锌档次43%，锌金属收回率43%，选锌目标大为改进。 四、结语 1、选矿处理量稳步进步。由开始的1800t/d进步到3500～3800t/d，出产出合格的铜精矿和锌精矿，铜精矿含铜20%、含锌3%以下，锌精矿含锌42%、含铜3%以下。 2、选铜技能经过优化混选操控、半优先流程改造和优化铜锌别离这3大步攻关，目标大幅度进步，铜精矿中锌丢失率降到22%左右；铜金属收回率由开始的75%进步到85%左右，进步铜收回率10%，矿山经济效益明显。 3、选锌技能经过加大锌精选中矿回来、加大活化剂用量和调整活化与按捺作用次序这三大步攻关，目标大幅度进步，在确保锌精矿质量合格的前提下，锌金属收回率逐渐进步到43%左右，提高矿山的归纳效益。 参考文献 [1] 北京有色冶金规划研讨总院, 乌鲁木齐有色冶金规划研讨院.新疆阿舍勒铜矿初步规划( 3000t/d)[ R] .2001. [2] 北京矿冶研讨总院.新疆阿舍勒铜矿Ⅰ号矿体矿石工艺矿藏学研讨[R] .1996. [3] 北京矿冶研讨总院.新疆阿舍勒铜矿Ⅰ号矿体混合样扩大连选实验报告[R] .1996. [4] 北京矿冶研讨总院.新疆阿舍勒铜矿Ⅰ号矿体矿石选矿实验报告[R] .1996. 作者单位： 新疆阿舍勒铜业股份有限公司（万玲） 四川鑫源矿业有限责任公司（华金仓）

有人会问黄杂铜是什么？其实黄杂铜的主要成分是：锌铜合金黄杂铜顾名思意就是颜色呈黄色，含有一定杂质的铜(因为是废旧铜,所以必含杂质)，其实黄铜是铜锌合金。黄杂铜的分类：我们看到的最多的黄铜属于59黄铜，既59%是铜，剩下的是锌，铜锌混在一起，看上去颜色黄黄的，所以叫黄铜，其实黄铜的种类有很多，有的含62%的铜，有的含65%的铜，有的甚至含80%以上的铜，个别的黄杂品种含加入了其他 金属 元素，比如铝，锡等，所以这些品种我们都称作黄铜，有他们产生的废料就叫黄杂铜，在北方有的地方，按黄铜的来源和形态还分为黄铜大件，工业黄铜等。我们看到了，多数黄铜都是铜锌混合物，所以货场上买卖黄铜的时候就按铜含量乘以铜价，再加上锌含量乘以锌价，最后再加上一个加工费，黄杂铜 价格 就是这么来的。  

普通黄铜成分　　它是由铜和锌组成的合金。当含锌量小于 39% 时，锌能溶于铜内形成单相 a ，称单相黄铜 ，塑性好，适于冷热加压加工。当含锌量大于 39% 时，有 a 单相还有以铜锌为基的 b 固溶体，称双相黄铜， b 使塑性小而抗拉强度上升，只适于热压力加工 若继续增加锌的质量分数 ，则抗拉强度下降，无使用价值 。代号用“ H ＋数字”表示， H 表示黄铜，数字表示铜的质量分数。 如 H68 表示含铜量为 68% ，含锌量为 32% ，的黄铜，铸造黄铜则在代号前“ Z ”字，如 ZH62  如 Zcuzn38 表示含锌量为 38% ，余量为铜的铸造黄铜。H90 、 H80 单相，金黄色，故有金色共称之，称为镀层，装饰品，奖章等。 H68 、 H59 属于双相黄铜，广泛用于电器上的结构件，如螺栓，螺母，垫圈、弹簧等。一般情况下，冷变形加工用单相黄铜 热变形加工用双相黄铜。特殊黄铜成分　　在普通黄铜中加入其它合金元素所组成的多元合金称为黄铜。常加入的元素有铅、锡、 铝等，相应地可称为铅黄铜 、锡黄铜、铝黄铜。加合金元素的目的。主要是提高抗拉强度改善工艺性   代号：为“ H ＋主加元素符号（除锌外）＋铜的质量分数＋主加元素质量分数＋其它元素质量分数”表示。如： HPb59-1 表示铜的质量分数为 59% ，含主加元素铅的质量分数为 1% ，余量为锌的铅黄铜。我国最早用黄铜铸钱开始于明嘉靖年间。黄铜矿“黄铜”一词最早见于西汉东方朔所撰的《申异经·中荒经》:“西北有宫，黄铜为墙，题日地皇之宫。” 这种“黄铜”指的是何种铜合金，待考。《新唐书·食货志》又有‘青铜”、“黄铜”的称谓，分别指矿石颜色和冶炼产品，并非现在的铜锡合金与铜锌合金。宋人洪咨夔撰《大冶赋》中又有“其为黄铜也，坑有殊名，山多众朴”，指的是火法炼制的纯铜。黄铜一词专指铜锌合金，则始于明代，其记载见于《明会典》:“嘉靖中则例，通宝钱六百万文，合用二火黄铜四万七千二百七十二斤……。”通过对明代铜钱成分的分析，发现《明会典》中所说的铸钱种真正意义上的黄铜的出现较其它几种铜合金晚很多，这是因为黄铜中 金属 锌的获得比较困难。氧化锌在950℃一1000℃的高温下才能较快地被还原成 金属 锌，而液态锌在906℃时已经沸腾，所以还原得到的 金属 锌以蒸气状存在。在冷却时反应逆转，蒸气锌为炉中的二氧化碳再氧化成氧化锌，因此要得到 金属 锌必须有特殊的冷凝装置。这是 金属 锌的使用比铜、铅、锡、铁的使用晚得多的原因，也是黄铜铸币出现较晚的原因之一。但是，在姜寨仰韶文化遗址中曾出土有含锌量超过20%的黄铜片和黄铜管，山东胶县三里河龙山文化的地层中也曾出土两种黄铜锥。显而易见，这些黄铜器物的出现并不是说人们在史前就掌握了黄铜的冶炼技术，而是人们在利用铜锌共生矿时无意中获得的。商周时期铜器的含锌量都很低，一般在10-z数量级。西汉、新莽的钱中有板个别的铜锌甘金钱，其巾有的钱币中锌的含量达到7%，但是这并不能说明黄铜铸钱产生于西汉新莽之际。因为这些铜锌合金是极个别现象，其含锌量又普遍较真正意义上的黄铜含锌量15%一40%要小得多。所以我们认为这些含锌的铜钱是汉代在“即山铸钱”中使用铜锌共生矿时产生的。据对有关矿山进行调查后发现，山东的昌潍、烟台、临沂及湖北等地都有资源丰富的铜锌共生矿，这就使冶炼后的铜含有一小部分锌。到了唐代，由于铸钱材料的规范化，使所铸行的钱币中锌的含量均为恒量。

H62 铜合金化学成分Cu——60.5～63.5％Fe——≤0.15％Pb——≤0.08％Sb——≤0.005％Bi——≤0.002％P——≤0.01％Zn——余量杂质总和：≤0.5％铜的主要化学成分是铜（Cu）、锌(Zn)，我们平常用的牌号有H58、H62、H68等是指铜的含量为58%、62%、68%。铜如果没有锌或者加了其他元素，就不叫黄铜了，例如加一定比例的锡、磷就成为锡青铜了，其特性就改变了，包括导电率、流动性、延伸率。黄铜是由铜和锌所组成的合金。如果只是由铜、锌组成的黄铜就叫作普通黄铜。如果是由二种以上的元素组成的多种合金就称为特殊黄铜。如由铅、锡、锰、镍、铅、铁、硅组成的铜合金。黄铜有较强的耐磨性能。特殊黄铜又叫特种黄铜，它强度高、硬度大、耐化学腐蚀性强。还有切削加工的机械性能也较突出。由黄铜所拉成的无缝铜管，质软、耐磨性能强。黄铜无缝管可用于热交换器和冷凝器、低温管路、海底运输管。制造板料、条材、棒材、管材，铸造零件等。含铜在62%～68%，塑性强，制造耐压设备等。我国最早用黄铜铸钱开始于明嘉靖年间。    “黄铜”一词最早见于西汉东方朔所撰的(((}申异经·中荒经》:“西北有宫，黄铜为墙，题日地皇之宫。”这种“黄铜”指的是何种铜合金，待考。《新唐书·食货志》又有‘青铜”、“黄铜”的称谓，分别指矿石颜色和冶炼产品，并非现在的铜锡合金与铜锌合金。宋人洪咨夔撰《大冶赋》中又有“其为黄铜也，坑有殊名，山多众朴”，指的是火法炼制的纯铜。黄铜一词专指铜锌合金，则始于明代，其记载见于《明会典》:“嘉靖中则例，通宝钱六百万文，合用二火黄铜四万七千二百七十二斤……。”通过对明代铜钱成分的分析，发现《明会典》中所说的铸钱种真正意义上的黄铜的出现较其它几种铜合金晚很多，这是因为黄铜中 金属 锌的获得比较困难。氧化锌在950℃一1000℃的高温下才能较快地被还原成 金属 锌，而液态锌在906℃时已经沸腾，所以还原得到的 金属 锌以蒸气状存在。在冷却时反应逆转，蒸气锌为炉中的二氧化碳再氧化成氧化锌，因此要得到 金属 锌必须有特殊的冷凝装置。这是 金属 锌的使用比铜、铅、锡、铁的使用晚得多的原因，也是黄铜铸币出现较晚的原因之一。但是，在姜寨仰韶文化遗址中曾出土有含锌量超过20%的黄铜片和黄铜管，山东胶县三里河龙山文化的地层中也曾出土两种黄铜锥。显而易见，这些黄铜器物的出现并不是说人们在史前就掌握了黄铜的冶炼技术，而是人们在利用铜锌共生矿时无意中获得的。商周时期铜器的含锌量都很低，一般在10-z数量级。西汉、新莽的钱中有板个别的铜锌甘金钱，其巾有的钱币中锌的含量达到7%，但是这并不能说明黄铜铸钱产生于西汉新莽之际。因为这些铜锌合金是极个别现象，其含锌量又普遍较真正意义上的黄铜含锌量15%一40%要小得多。所以我们认为这些含锌的铜钱是汉代在“即山铸钱”中使用铜锌共生矿时产生的。据对有关矿山进行调查后发现，山东的昌潍、烟台、临沂及湖北等地都有资源丰富的铜锌共生矿，这就使冶炼后的铜含有一小部分锌。到了唐代，由于铸钱材料的规范化，使所铸行的钱币中锌的含量均为痕量。

(一)硫化铜矿石 未经氧化(或氧化率很低)的硫化铜矿石的选矿实验，根本上选用浮选计划。在硫化铜矿石中，除了硫化铜矿藏和脉石以外，多少都含有硫化铁(黄铁矿、磁黄铁矿、砷黄铁矿等)。硫化铜矿藏同脉石的别离是比较简单的，与硫化铁矿藏的别离较难，因此硫化铜矿石浮选的首要矛盾是铜硫别离。 矿石中硫化铁矿藏含量很高时，应选用优先浮选流程;反之，应优先考虑铜硫混合浮选后再别离的流程，但也不排挤优先浮选流程。 铜硫别离的根本药方是用石灰按捺硫化铁矿藏，必要时可增加少数。 硫化铁矿藏的活化可用碳酸钠、二氧化碳气体、硫酸等,一起需增加少数硫酸铜。近年来开端研讨选用热水浮选法别离铜硫,有或许少加或不加石灰等按捺剂，并改进铜硫别离作用。 矿石中含磁铁时，可用磁选法收回。 矿石中含钻时，钴一般存在于黄铁矿中，黄铁矿精矿即钴硫精矿，可用治金办法收回。 矿石中含有少数钼时，可先选出铜钼混合精矿，再进行别离。 铜镍矿也是大都选用混合浮选流程，混合精矿可先冶炼成镍冰铜后再用浮选法别离,也可直接用浮选别离。 (二) 硫化铜锌矿石 硫化铜锌矿石首要用浮选法处理。 硫化铜锌矿石中一般多少含有硫化铁矿藏。浮选的首要任务是处理铜、锌、硫别离,特别是铜锌别离的问题。 浮选流程需经过实验比照,但可依据矿石物质组成初步判断。硫化物含量高时应先考虑优先浮选流程或铜锌混合浮选后再浮硫的部分混合浮选流程;反之,则可考虑用全浮选流程，或优先浮铜后锌硫混合浮选。铜矿藏和锌矿藏互相共生的粒度比同黄铁矿共生的粒度细时可选用铜锌部分混合浮选流程;反之，不如先浮铜再混合浮选锌硫。 铜锌别离的根本药方一般是用或盐(包含NaSO3、NazS2O3、NaHSO3、H2SO4气体等) 抑锌浮铜，大大都要与硫酸锌混合运用。 还可考虑试用以下三个计划: (1) 用加硫酸锌抑锌浮铜; (2) 在石灰介质顶用赤血盐抑铜浮锌; (3)在石灰介质中加温矿浆(60*C) 抑铜浮锌。 因为铜锌矿藏常常细密共生，闪锌矿易被铜离子活化,特别是经过氧化的杂乱硫化矿因为可溶性铜盐的生成,活化了闪锌矿,铜锌别离变得好不容易，一般办法尚难别离，可考虑选用增加可溶性淀粉和硫酸铜浮锌抑铜的办法，能得到较好目标。锌硫别离的传统药方是用石灰抑硫浮锌，在有条件的区域，也可试用矿浆加温的办法替代石灰(或二者混用)按捺黄铁矿。也可用SO2十蒸汽加温法浮硫抑锌。 (三)硫化铜铅锌矿石 硫化铜铅锌矿石的选矿首要也是用浮选。实验时应优先考虑以下两个流程计划: (1)部分混合浮选流程，即先混合浮选铜、铅,再顺次或混合浮选锌和硫化物; (2) 混合浮选流程，行将悉数硫化物一次浮出，然后再行别离。 铜铅别离是铜铅锌矿石浮选时的首要问题，其计划可所以抑铅浮铜，也可所以抑铜浮铅,究竞哪一计划较好，要经过详细的实验断定。一般原则是:当矿石中铅的含量比铜高许多时，应抑铅浮铜;反之，当铜含量挨近或多于铅时，应抑铜浮铅。 常用铜铅别离办法如下: (1)重铬酸盐法 即用重铬酸盐按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 (2) 化法 即用按捺铜矿藏而浮选铅矿藏。 (3)铁法 当矿石中次生铜矿藏含量很高时，上述两个办法的作用都不够好，此刻若矿石中铜含量较高，则可用铁(黄血盐和赤血盐)按捺次生铜矿藏浮选铅矿藏;若铅的含量比铜高许多，就应实验两个计划。 (4)法(二氧化硫法)即用二氧化硫气体或处理混合精矿，使铅矿藏被按捺而铜矿藏遭到活化。为了加强按捺,可再增加重或，或淀粉 等，也可将矿浆加温(加温浮选法),最终都必须用石灰将矿浆PH调整到5~7,然后进行铜矿的浮选。 (5 )钠-硫酸铁法 即用钠和硫酸铁作混合按捺剂，并用硫酸酸化矿浆，在pH=6~7的条件下拌和，按捺方铅矿而浮选铜矿藏。 (6) Ca(ClO)2法抑铜浮铅。 铜铅混合精矿别离困难的首要原因之一，是因为混合精矿中含有过剩的药剂(捕收剂和起泡剂)的原因。在混合精矿别离前除掉矿浆中过剩的药剂和从矿藏表而上除掉捕收剂薄膜能够大大的改进混合精矿的别离作用。 杂乱难选的铜、铅、锌、黄铁矿石，因为矿石组成杂乱及可浮性改变较大，首要经过特效药方处理，力求少用，多用SO2,在pH=5.5~6.5条件下浮铜抑铅、锌、铁,比较有用的是用归纳按捺剂:SO2加糊精和栲胶、NaHSO3等。其次，粗选时用初级黄药及铵黑药，精选前加活性炭解吸。此外，流程上考虑先浮易浮的，然后浮难浮的及连生体(即等可浮流程)。关于嵌布粒度很细的状况，需选用阶段磨浮流程,先选出铜铅或锌硫混合精矿，然后将混精再磨再选，有的乃至须选用选冶联合流程。关于氧化比较严重的状况，铜铅矿变得难浮，闪锌矿受铜离了活化反而好浮,硫化铁况杂乱，采纳的办法首要是“热水浮选法”，有的将铜锌混合精矿过滤后置露天堆积几天，任其氧化，再调浆(35~40%固),加热水(50~60℃)浮锌抑铜，然斤锌精矿再脱铜。有的厂将铜铅混合精矿蒸气加温至70℃,然后用调浆至pH=5~5,5,抑铅浮铜。关于含很多矿泥的状况，需预先冼矿，泥砂分选，粗精矿兼并处理。

硅黄铜是指在铜锌合金的基础上，加入硅的黄铜。    在铜锌合金中加入铝、硅、锰、铅、锡等元素，就形成了特殊黄铜。如铅黄铜、锡黄铜、铝黄铜、硅黄铜、锰黄铜等。硅黄铜中硅能显著提高黄铜的机械性能、耐磨性和耐蚀性。硅黄铜具有良好的铸造性能，并能进行焊接和切削加工。主要用于制造船舶及化工机械零件。    硅黄铜在铜锌合金的基础上，加入硅的黄铜。它在大气和海水中均有较高的耐蚀性，抗应力腐蚀破裂的能力高于一般黄铜。含硅量一般在4%以下。常用硅黄铜80Cu-17Zn-3Si能承受热压力加工，耐蚀性优良，软态的拉伸强度为300MPa，伸长率为58%，适用于制作船舶零件，蒸汽管和水管配件等。    硅黄铜铸造工艺：结晶特征是介于锡青铜和铝青铜之间。铸造性能最好（在特殊黄铜中）。工艺特点是顺序凝固工艺，中注式浇注系统，暗冒口尺寸较小。    黄铜以锌作主要添加元素的铜合金﹐具有美观的黄色﹐统称黄铜。铜锌二元合金称普通黄铜或称简单黄铜。三元以上的黄铜称特殊黄铜或称复杂黄铜。含锌低於36％的黄铜合金由固溶体组成﹐具有良好的冷加工性能﹐如含锌30％的黄铜常用来制作弹壳﹐俗称弹壳黄铜或七三黄铜。含锌在36～42％之间的黄铜合金由和固溶体组成﹐其中最常用的是含锌40％的六四黄铜。为了改善普通黄铜的性能﹐常添加其他元素﹐如铝﹑镍﹑锰﹑锡﹑硅﹑铅等。铝能提高黄铜的强度﹑硬度和耐蚀性﹐但使塑性降低﹐适合作海轮冷凝管及其他耐蚀零件。锡能提高黄铜的强度和对海水的耐腐性﹐故称海军黄铜﹐用作船舶热工设备和螺旋桨等。铅能改善黄铜的切削性能﹔这种易切削黄铜常用作钟表零件。黄铜铸件常用来制作阀门和管道配件等。    更多关于硅黄铜的资讯，请登录上海有色网查询。 

浮选含有两种或两种以上的有用成分的多金属矿石时，首先要解决回收各种有用矿物的顺序问题。如果先浮选一种矿物而抑制其余的矿物，然后再活化并浮选被抑制的另一种矿物，这种依次回收有用矿物的流程叫优先浮选流程。例如，铜锌矿石的优先浮选流程如图1所示。这种流程是按矿物可浮性的差异，优先浮铜后再浮锌。如果在上述情况下，先将矿石的两种或两种以上的有用矿物一起浮出得到混合精矿，然后再把混合精矿进行分选，得到不同的有用矿物的合格精矿，这种流程称为全浮选流程或称混合浮选流程。例如铜锌矿石的混合浮选原则流程如图2所示。此流程就是将铜锌全部浮出，得到混合精矿和废弃尾矿。将混合精矿再磨或脱药，然后优先浮铜，得到铜精矿，尾矿即锌精矿。    当回收三种以上的有用矿物时，还可以用部分混合浮选流程，如图3所示。它与全浮选流程的区别是把要浮的有用矿物的一部分先混合浮出。    等可浮流程又叫分别混合浮选流程。如图4所示。它是把要浮的有用矿物按可浮性不同分成易浮与难浮两部分，按先易后难的顺序分别浮选，然后再分离。它适用于同一种矿物包括易浮、难浮两部分的复杂多金属矿石。

黄铜英文  copper是黄铜也是红铜黄铜是由铜和锌所组成的合金。如果只是由铜、锌组成的黄铜就叫作普通黄铜。黄铜常被用于制造阀门、水管、空调内外机连接管和散热器等。黄铜的化学成分普通黄铜　　它是由铜和锌组成的合金。 　　当含锌量小于 39% 时，锌能溶于铜内形成单相 a ，称单相黄铜,塑性好,适于冷热加压加工。 　　当含锌量大于 39% 时，有 a 单相还有以铜锌为基的 b 固溶体，称双相黄铜， b 使塑性小而抗拉强度上升，只适于热压力加工 　　若继续增加锌的质量分数 ，则抗拉强度下降，无使用价值 　　代号用“ H ＋数字”表示， H 表示黄铜，数字表示铜的质量分数。 　　如 H68 表示含铜量为 68% ，含锌量为 32% ，的黄铜，铸造黄铜则在代号前“ Z ”字，如 ZH62 　　如 Zcuzn38 表示含锌量为 38% ，余量为铜的铸造黄铜。 　H90 、 H80 单相，金黄色，故有金色共称之，称为镀层，装饰品，奖章等。 　　H68 、 H59 属于双相黄铜，广泛用于电器上的结构件，如螺栓，螺母，垫圈、弹簧等。一般情况下，冷变形加工用单相黄铜 热变形加工用双相黄铜。特殊黄铜　　在普通黄铜中加入其它合金元素所组成的多元合金称为黄铜。常加入的元素有铅、锡、 铝等，相应地可称为铅黄铜 、锡黄铜、铝黄铜。加合金元素的目的。主要是提高抗拉强度改善工艺性 　　代号：为“ H ＋主加元素符号（除锌外）＋铜的质量分数＋主加元素质量分数＋其它元素质量分数”表示。　　如： HPb59-1 表示铜的质量分数为 59% ，含主加元素铅的质量分数为 1% ，余量为锌的铅黄铜。　　我国最早用黄铜铸钱开始于明嘉靖年间。黄铜矿“黄铜”一词最早见于西汉东方朔所撰的《申异经·中荒经》:“西北有宫，黄铜为墙，题日地皇之宫。” 　　这种“黄铜”指的是何种铜合金，待考。《新唐书·食货志》又有‘青铜”、“黄铜”的称谓，分别指矿石颜色和冶炼产品，并非现在的铜锡合金与铜锌合金。宋人洪咨夔撰《大冶赋》中又有“其为黄铜也，坑有殊名，山多众朴”，指的是火法炼制的纯铜。黄铜一词专指铜锌合金，则始于明代，其记载见于《明会典》:“嘉靖中则例，通宝钱六百万文，合用二火黄铜四万七千二百七十二斤……。据对有关矿山进行调查后发现，山东的昌潍、烟台、临沂及湖北等地都有资源丰富的铜锌共生矿，这就使冶炼后的铜含有一小部分锌。到了唐代，由于铸钱材料的规范化，使所铸行的钱币中锌的含量均为恒量。