汉吉兹矿床坐落乌兹别克斯坦共和国境内，距萨里阿西亚市50km。
1957年就发现这个多金属矿床。1961年开端多家科研单位对该矿石进行了可选性研讨，其间有中亚有色金属研讨所、乌拉尔选矿研讨设计院、俄罗斯中心有色金属和贵金属地质勘探科学研讨所等。研讨成果标明，该矿石归于难选多金属矿石，矿石选矿时需求细磨（磨矿细度需求到达90%－0.074mm），而且需求选用、重铬酸盐及其混合物作为抑制剂。此刻取得合格铅精矿仍是一个杂乱的使命。例如，1974年在前全苏有色金属科学研讨所实验厂所进行的半工业实验中，取得的铅中矿铅档次为42.8%，其间含有19.3%Zn。这种精矿只能作为用Кивцт工艺法处理的给料。
乌兹别克斯坦共和国政府决定在汉吉兹矿床邻近建造新选矿厂。为了拟定设计使命书，需求进行一些研讨，以取得以下原始材料：选矿工艺流程、药剂准则、选矿工艺目标和其它工艺参数等。
为了进行必需的研讨，阿尔马累克矿冶公司地质部分收集矿石样品，所收集的这些样品代表了矿床根本矿石类型的工艺特色（质量和嵌布特性）。矿样化学组成如表1所示。
表1 所研讨矿岩的化学组成
项目
含量 %
项目
含量 %
项目
含量 %
Cu
0.52
Cd
0.04
MgO
0.8
Pb
3.10
As
0.005
K2O
0.15
Zn
6.7
SiO2
65.3
Na2O
0.1
Fe
3.2
Al2O3
4.8
Au
0.3 g／t
S
7.5
CaO
0.3
Ag
70g／t
矿样中含有0.85%Cu、3.29%Pb和6.6%Zn，其档次与1974年查明的C1级储量的矿石档次附近。
样品中75%的铜为原生硫化铜，25%为次生硫化铜。90%以上的铅以铅矿方式存在。94%以上的锌以闪锌矿方式存在。贵金属首要以细粒嵌布在硫化矿藏中，32%存在于方铅矿中，30%存在于黄铜矿和黄铁矿中。
所研讨的矿样是激烈变安化岩化和交代作用蚀变的酸性火山石英－绿泥石－绢云母岩石，其间含有52%的石英和26%层状硅酸盐矿藏。样品中首要金属矿藏有闪锌矿（10%）、方铅矿（3.3%）、黄铜矿（1.4%）和黄铁矿（6.2%）。金属硫化矿藏粒度在广泛的范围内动摇，方铅矿和黄铜矿粒度为0～40μm到100μm，其粒度对选矿是有利的。但黄铜矿和方铅矿以乳浊状嵌布在闪锌矿中，选成难以取得所要求质量的铅精矿，并使铜丢失到锌精矿中，锌丢失到铜精矿中。
矿石选矿工艺流程包含：先进行铜－铅混合浮选取得铜铅混合精矿，再用无办法对铜铅混合精矿进行铜铅别离。将混合浮选尾矿中的闪锌矿浮选到锌精矿中。不同磨矿粒度下的实验成果标明，在磨矿粒度为75%－0.074mm时，90%以上的铜、铅和锌矿藏被别离到泡沫产品中。在这种磨矿粒度下，使用抑制剂（硫酸锌、和水玻璃）和捕收剂（丁基黄药和IMA－414－1）和起泡剂（）进行铜－铅混合浮选，取得铜铅混合浮选粗选矿，再磨至95%－0.074mm后精选两次，取得铜、铅和锌档次分别为5.5%～6.0%、35%和6%的铜铅混合精矿，其产率为7%，铜回收率为80%～81%，铅回收率为82%～84%。其间锌丢失率为7%～8%。
在pH10（CaO用量为2kg／t）用硫酸铜（200～250g／t）活化闪锌矿后用丁基黄药（24～30 g／t）从混合浮选尾矿中浮选闪锌矿,锌浮选精矿两次精选后，取得锌精矿，其锌档次为45%，回收率高于80%。
为了别离铜铅混合精矿，在实验中使用了无工艺，实验了钠、硫代硫酸钠、和抑制剂。
为了别离铜铅混合精矿，用和活性炭处理混合精矿。在药剂从矿藏表面上解离下来后，用水进行清洗。
使用不同药剂准则别离铜铅混合精矿的成果如表2所示。所例举的数据标明，在所有药剂准则下，均能成功地别离出铜精矿和铅精矿。铜精矿铜回收率为69.2%～72.7%，铅精矿回收率为74.7%～78.5%。
表2 用不同办法别离铜铅混合精矿成果
No
产品名称
档次 %
回收率 %
别离条件
Cu
Pb
Zn
Cu
Pb
Zn
1
铜精矿
20.5
9.8
6.2
69.8
5.4
1.6
活性炭2.5kg／t，二次清洗，黄药2g／t
铅精矿
0.9
43.1
7.9
9.9
74.7
6.2
H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6）
给矿
5.7
35.0
7.5
79.7
80.1
7.8
Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
2
铜精矿
26.2
10.1
2.8
66.9
4.2
0.6
Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t
铅精矿
1.3
40.6
72.0
14.7
78.5
6.5
H2SO4400 g／t（pH5.5～5.6），Na2SO3
给矿
5.7
35.1
6.4
81.6
82.7
7.1
500 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
3
铜精矿
19.7
10.0
5.7
69.2
5.9
1.5
Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t
铅精矿
1.0
43.5
7.9
10.3
77.4
6.2
H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6），Fe2SO4
给矿
5.5
35.2
7.3
79.5
83.3
7.7
300 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
4
铜精矿
17.0
10.6
3.4
72.7
7.4
1.1
Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t
铅精矿
0.9
43.2
7.9
9.2
76.4
6.3
H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6），Na2Cr2O4
给矿
5.4
34.0
6.6
81.9
83.8
7.4
400 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
由此可知，用由IMA－414－1捕收剂和丁基黄药、闪锌矿和黄铁矿抑制剂（）组成的药剂准则能够有效地混合铜铅精矿，由于这时能够取得锌含量低和铜与铅份额最佳的精矿。这种铜铅混合精矿适合于铜与铅很好地别离。在终究全流程实验中使用钠作为抑制剂。由于钠无毒，而且比硫代硫酸钠廉价，其报价比更廉价。此外，在使用硫代硫酸钠时，还需求一起增加硫酸亚铁，在使用时还需求增加。
在药剂最佳用量基础上，进行了闭路实验。实验流程如图1所示。实验成果（表3）标明，在铜－铅混合浮选回路中，将选择性捕收剂IMA－414－1与丁基黄药混用，并增加抑制剂，在铜铅别离浮选中在用硫酸发明的酸性介质中使用钠作为抑制剂，能够确保取得合格的精矿，铜精矿中的锌和铅杂质含量以及铅精矿中的杂质铜和铅含量均满意精矿冶金处理技术标准要求。从混合浮选尾矿中取得了高质量的锌精矿，锌的回收率大于80%。
表3 汉吉兹多金属矿石选矿成果
产品名称
产率 %
档次
回收率 %
Cu
Pb
Zn
Cu
Pb
Zn
铜精矿
2.0
17.8
6.9
5.3
69.9
4.5
1.6
铅精矿
5.3
0.7
45.3
8.4
7.4
77.4
6.9
锌精矿
9.15
0.6
1.1
60.4
11.1
3.2
85.1
尾矿
83.55
0.07
0.55
0.5
11.6
14.9
6.4
原矿
100.0
0.51
3.1
6.5
100.0
100.0
100.0
图1 终究闭路实验流程
因故图表不清，需求者可来电免费讨取
1957年就发现这个多金属矿床。1961年开端多家科研单位对该矿石进行了可选性研讨，其间有中亚有色金属研讨所、乌拉尔选矿研讨设计院、俄罗斯中心有色金属和贵金属地质勘探科学研讨所等。研讨成果标明，该矿石归于难选多金属矿石，矿石选矿时需求细磨（磨矿细度需求到达90%－0.074mm），而且需求选用、重铬酸盐及其混合物作为抑制剂。此刻取得合格铅精矿仍是一个杂乱的使命。例如，1974年在前全苏有色金属科学研讨所实验厂所进行的半工业实验中，取得的铅中矿铅档次为42.8%，其间含有19.3%Zn。这种精矿只能作为用Кивцт工艺法处理的给料。
乌兹别克斯坦共和国政府决定在汉吉兹矿床邻近建造新选矿厂。为了拟定设计使命书，需求进行一些研讨，以取得以下原始材料：选矿工艺流程、药剂准则、选矿工艺目标和其它工艺参数等。
为了进行必需的研讨，阿尔马累克矿冶公司地质部分收集矿石样品，所收集的这些样品代表了矿床根本矿石类型的工艺特色（质量和嵌布特性）。矿样化学组成如表1所示。
表1 所研讨矿岩的化学组成
项目
含量 %
项目
含量 %
项目
含量 %
Cu
0.52
Cd
0.04
MgO
0.8
Pb
3.10
As
0.005
K2O
0.15
Zn
6.7
SiO2
65.3
Na2O
0.1
Fe
3.2
Al2O3
4.8
Au
0.3 g／t
S
7.5
CaO
0.3
Ag
70g／t
矿样中含有0.85%Cu、3.29%Pb和6.6%Zn，其档次与1974年查明的C1级储量的矿石档次附近。
样品中75%的铜为原生硫化铜，25%为次生硫化铜。90%以上的铅以铅矿方式存在。94%以上的锌以闪锌矿方式存在。贵金属首要以细粒嵌布在硫化矿藏中，32%存在于方铅矿中，30%存在于黄铜矿和黄铁矿中。
所研讨的矿样是激烈变安化岩化和交代作用蚀变的酸性火山石英－绿泥石－绢云母岩石，其间含有52%的石英和26%层状硅酸盐矿藏。样品中首要金属矿藏有闪锌矿（10%）、方铅矿（3.3%）、黄铜矿（1.4%）和黄铁矿（6.2%）。金属硫化矿藏粒度在广泛的范围内动摇，方铅矿和黄铜矿粒度为0～40μm到100μm，其粒度对选矿是有利的。但黄铜矿和方铅矿以乳浊状嵌布在闪锌矿中，选成难以取得所要求质量的铅精矿，并使铜丢失到锌精矿中，锌丢失到铜精矿中。
矿石选矿工艺流程包含：先进行铜－铅混合浮选取得铜铅混合精矿，再用无办法对铜铅混合精矿进行铜铅别离。将混合浮选尾矿中的闪锌矿浮选到锌精矿中。不同磨矿粒度下的实验成果标明，在磨矿粒度为75%－0.074mm时，90%以上的铜、铅和锌矿藏被别离到泡沫产品中。在这种磨矿粒度下，使用抑制剂（硫酸锌、和水玻璃）和捕收剂（丁基黄药和IMA－414－1）和起泡剂（）进行铜－铅混合浮选，取得铜铅混合浮选粗选矿，再磨至95%－0.074mm后精选两次，取得铜、铅和锌档次分别为5.5%～6.0%、35%和6%的铜铅混合精矿，其产率为7%，铜回收率为80%～81%，铅回收率为82%～84%。其间锌丢失率为7%～8%。
在pH10（CaO用量为2kg／t）用硫酸铜（200～250g／t）活化闪锌矿后用丁基黄药（24～30 g／t）从混合浮选尾矿中浮选闪锌矿,锌浮选精矿两次精选后，取得锌精矿，其锌档次为45%，回收率高于80%。
为了别离铜铅混合精矿，在实验中使用了无工艺，实验了钠、硫代硫酸钠、和抑制剂。
为了别离铜铅混合精矿，用和活性炭处理混合精矿。在药剂从矿藏表面上解离下来后，用水进行清洗。
使用不同药剂准则别离铜铅混合精矿的成果如表2所示。所例举的数据标明，在所有药剂准则下，均能成功地别离出铜精矿和铅精矿。铜精矿铜回收率为69.2%～72.7%，铅精矿回收率为74.7%～78.5%。
表2 用不同办法别离铜铅混合精矿成果
No
产品名称
档次 %
回收率 %
别离条件
Cu
Pb
Zn
Cu
Pb
Zn
1
铜精矿
20.5
9.8
6.2
69.8
5.4
1.6
活性炭2.5kg／t，二次清洗，黄药2g／t
铅精矿
0.9
43.1
7.9
9.9
74.7
6.2
H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6）
给矿
5.7
35.0
7.5
79.7
80.1
7.8
Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
2
铜精矿
26.2
10.1
2.8
66.9
4.2
0.6
Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t
铅精矿
1.3
40.6
72.0
14.7
78.5
6.5
H2SO4400 g／t（pH5.5～5.6），Na2SO3
给矿
5.7
35.1
6.4
81.6
82.7
7.1
500 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
3
铜精矿
19.7
10.0
5.7
69.2
5.9
1.5
Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t
铅精矿
1.0
43.5
7.9
10.3
77.4
6.2
H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6），Fe2SO4
给矿
5.5
35.2
7.3
79.5
83.3
7.7
300 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
4
铜精矿
17.0
10.6
3.4
72.7
7.4
1.1
Na2S500 g／t，二次清洗，黄药2 g／t
铅精矿
0.9
43.2
7.9
9.2
76.4
6.3
H2SO4300 g／t（pH5.5～5.6），Na2Cr2O4
给矿
5.4
34.0
6.6
81.9
83.8
7.4
400 g／t，Na2SiO3500 g／t，黑药15 g／t
由此可知，用由IMA－414－1捕收剂和丁基黄药、闪锌矿和黄铁矿抑制剂（）组成的药剂准则能够有效地混合铜铅精矿，由于这时能够取得锌含量低和铜与铅份额最佳的精矿。这种铜铅混合精矿适合于铜与铅很好地别离。在终究全流程实验中使用钠作为抑制剂。由于钠无毒，而且比硫代硫酸钠廉价，其报价比更廉价。此外，在使用硫代硫酸钠时，还需求一起增加硫酸亚铁，在使用时还需求增加。
在药剂最佳用量基础上，进行了闭路实验。实验流程如图1所示。实验成果（表3）标明，在铜－铅混合浮选回路中，将选择性捕收剂IMA－414－1与丁基黄药混用，并增加抑制剂，在铜铅别离浮选中在用硫酸发明的酸性介质中使用钠作为抑制剂，能够确保取得合格的精矿，铜精矿中的锌和铅杂质含量以及铅精矿中的杂质铜和铅含量均满意精矿冶金处理技术标准要求。从混合浮选尾矿中取得了高质量的锌精矿，锌的回收率大于80%。
表3 汉吉兹多金属矿石选矿成果
产品名称
产率 %
档次
回收率 %
Cu
Pb
Zn
Cu
Pb
Zn
铜精矿
2.0
17.8
6.9
5.3
69.9
4.5
1.6
铅精矿
5.3
0.7
45.3
8.4
7.4
77.4
6.9
锌精矿
9.15
0.6
1.1
60.4
11.1
3.2
85.1
尾矿
83.55
0.07
0.55
0.5
11.6
14.9
6.4
原矿
100.0
0.51
3.1
6.5
100.0
100.0
100.0
图1 终究闭路实验流程
因故图表不清，需求者可来电免费讨取
