阿舍勒铜矿选矿技术进步

阿舍勒铜矿选矿技术进步 阿舍勒铜矿选矿技术进步 ? l2?有色金属(选矿部分)2006年第5期 阿舍勒铜矿选矿技术进步 万玲,华金仓 (1.新疆阿舍勒铜业股份有限公司,新疆阿勒泰836700;2.四川鑫源矿业有限责任公 司,成都610041) :新疆阿舍勒铜矿是一个大型铜锌硫多金属矿山, 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 日处理鲭4000t.铜锌分摘要 离浮选 工艺 钢结构制作工艺流程车尿素生产工艺流程自动玻璃钢生产工艺2工艺纪律检查制度q345焊接工艺规程 技术难度较大,生 产控制条件苛刻.选矿厂在试投产的15个月的时间内,选矿技术进行了6个大步骤 的攻关和研究,生产出合格铜精矿 和锌精矿,各项选矿指标大幅度提高,矿山经济效益十分显着. 关键词:铜锌分离浮选;回收率;药剂 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 中图分类号:TD952.1文献标识码:A文章编号:1671—9492(2006)05—0012-05 l阿舍勒铜矿设计的基本情况 1.1矿石性质与设计流程和指标 阿舍勒铜矿的矿石属铜锌多金属硫化矿,主要 金属矿物有黄铁矿,黄铜矿,砷黝铜矿和闪锌矿,其 中黄铁矿占矿物相对含量的66.5%;黄铜矿占矿物 相对含量的5.81%;砷黝铜矿占矿物相对含量的 0.63%;闪锌矿占矿物相对含量的1.76%.铜矿物和 锌矿物均与黄铁矿紧密嵌布,嵌布粒度较细.铜矿物 多呈集合体,其中黄铜矿嵌布相对简单,与闪锌矿基 本不存在固溶体结构;砷黝铜矿嵌布最为复杂,呈微 细粒包裹,交代在黄铜矿,黄铁矿,闪锌矿之中或者 边缘;闪锌矿呈两期生成,一部分嵌布简单可浮性较 好,另一部分呈微细粒复杂嵌布.主要金属矿物可浮 性顺序为:黄铁矿>黄铜矿>闪锌矿>砷黝铜矿.矿石 性质表明此矿石是非常复杂难选的,铜锌分离困难. 可选性研究进行了3种流程的选矿试验:铜锌混选 再分离,部分优先和依次优先,其中铜锌混选再分离 流程的指标最优,故被设计采用作为目前生产流程: 在85%一741xm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%一43ixm;然后进行 铜锌分离浮选(以下简称选铜系统),一次粗选,三次 扫选,三次精选得到的浮选泡沫产品为最终铜精矿; 铜锌分离的尾矿进行锌硫分离浮选(以下简称选锌 系统),一次粗选,两次扫选,五次精选得到的浮选泡 沫产品为最终锌精矿. 1.2阿舍勒铜矿的浮选药剂基础 1.2.1捕收剂 混合段的捕收剂主要有黄药和PAC(或BK308); 收稿日期:2006-03—29修回日期:2006-05—24 作者简介:万玲(1966一),女,湖南武岗人,工程师. 选铜系统的捕收剂主要有BK404;选锌系统的捕收 剂主要是黄药.其中黄药对铜锌硫化矿的捕收能力 较强,但对黄铁矿(以下简称硫)的选择性较差,或称 捕收铜或锌时的"拉硫"现象较强;PAC或BK308属 于选择性较强的捕收剂,相对于黄药而言,针对硫的 捕收能力较弱,或称捕收铜锌时的"拉硫"现象较弱, 但针对铜锌之间的选择性差别不大;BK404亦属于 选择性较强的捕收剂,主要是针对铜锌之间的选择 性好,或称"拉铜"较强而"拉锌"较弱,但其总体捕收 能力弱于前两种药并兼有起泡性. 1.2.2抑制剂 混合段的"压硫"抑制剂为石灰,加在二段磨矿 的泵池内;选铜系统的抑制锌(以下简称压锌)的组 合抑制剂主要为硫酸锌+亚硫酸钠,实行分段添加, 先在再磨机添加活性炭和硫化钠脱药,然后在铜锌 分离的一次粗选,三次扫选,三次精选作业中分段添 加硫酸锌+亚硫酸钠;选锌系统的压硫抑制剂为石灰. 2铜轲生产状况及选矿技术进步 选矿厂于2004年11月试投产,180名员工中 仅配备了11名磨浮熟练工人和8O名当年技校毕业 生,员工对流程,工艺以及操作的熟练程度较低,5 名选矿技术人员各把一关,克服新疆冬季生产和员 工技术不熟练等各种困难,经过一个冬季的磨练,截 至2005年4月已经能够稳定生产:处理量97t/h,铜 精矿品位一般18.9%,20%,铜金属回收率稳定在 75%左右,铜精矿含锌4%,5.7%,锌金属回收率23% , 30%,距设计指标相差较大. 2.1优化混选控制 北京矿冶研究总院的选矿研究报告明确说明, 2006年第5期万玲等:阿舍勒铜矿选矿技术进步?13? 阿舍勒铜矿的矿石性质特殊,黄铁矿在浮选中的走 向,既影响铜锌的回收指标又影响铜锌两种精矿的 分离和杂质互含,石灰用量的控制对选矿调节非常 敏感.所以在调试之初一直在探讨和研究混选的pH 值控制的影响程度,观察到选铜系统的粗选,扫选泡 沫层呈不正常的过大过厚过黏状态,而且铜粗选的 "瓶颈"效应明显,铜锌分离的尾矿(以下简称铜尾) 含铜始终高于原矿一倍左右,无法降低,为此曾怀疑 是铜锌分离浮选时间不够之故.在2005年4月与北 京矿冶研究总院的专家讨论中,选矿技术人员发现 为保证混选的铜锌回收率所控制的混选产率过大, 约在35%一42%,而设计要求为35%以下,故此增加 了铜锌分离作业的负荷.至此,对混选的具体控制指 标有了新的认识: (1)加强混选的"压硫"条件,控制适宜的石灰用 量(即pH值); (2)调整混选的药剂制度,达到少"拉硫"的目 的,减小混选产率.加大PAC等选择性较强的捕收 剂的用量比例,由设计的45%提高到68%,并且把 PAC(或BK308)主要用在混合粗选段,混合扫选段 则用捕收力量较强的黄药. 经过一系列药剂制度的调整之后,混选作业的 产率基本控制在30%左右,但回收率低于设计值.于 2005年l1月的矿山大修期间,调整了浮选机的叶 轮盖板间隙,充气量等各项控制参数,使浮选机在最 佳的状况下工作,混选作业的回收率又得以进一步 提高.经过优化混选控制后的混选指标见表l. 表1混选指标/% Tab1Theproductionofmixedflotation/% 混合段的少"拉硫"药剂 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 ,提高混选的铜回 收率4%一6%,接近设计指标. 2.2半优先流程改造 阿舍勒铜矿矿石性质复杂,矿体中各类型矿石 分布极不均匀,且矿石品位变化较大,故此造成进入 选矿厂的矿石性质,品位变化较大,浮选作业工艺重 要条件控制难度较大.经过多次现场生产流程考察 发现:铜锌昆合粗选I(以下简称混粗I)前两槽泡 沫含铜品位在19.2%23%之间,接近铜精矿品位. 说明在85%一74m磨矿细度下,部分已经单体解离 的黄铜矿,可浮性好而且浮游速度很快,在混粗I前 两槽的泡沫产品中得到较好的富集.此时,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,品位在4%6%之间,略 高于最终铜精矿中的含锌品位.由此产生"半优先选 铜"流程思路:让混粗I第l,2槽泡沫产品直接进入 铜锌分离精选?(以下简称铜精?)作业,减少铜金 属在流程里的滞留时间,提高选铜效果. 流程具体改动为:将混粗I的第l,2槽和后3 槽的泡沫槽用挡板隔开,则混粗I的第l,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?的 第2槽,其余流程不变.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分离的泡 沫产品在铜精?作业汇合,经铜精?分选后成为最 终铜精矿.半优先流程启用后铜精矿指标迅速好转. 针对半优先泡沫所经流程较短,对铜精矿的质量影 响较大的特点,进行了半优先不同药剂制度的调试, 调试基本分为3大阶段: (1)第一阶段,基本维持原混选药剂制度.考虑 到黄药具有捕收能力较强,选择性较弱的特点,为保 证铜精矿品位,减少黄铁矿的上浮对铜精矿质量的 影响,混选前搅拌槽停止使用黄药,仅用选择性较好 的捕收剂PAC,以提高半优先泡沫质量,同时在铜锌 分离粗选增加黄药使用量,以改善铜锌分离效果. (2)第二阶段,采用部分优先流程的部分优先作 业的药剂条件.由于第一阶段调试生产的铜精矿中, 锌损失较大,技术人员重新研究北京矿冶研究总院 的"阿舍勒铜矿一号矿体选矿试验报告",认为部分 优先流程的部分优先作业的药剂条件,可以切人半 优先流程使用,选择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选择性差异, 降低锌金属在半优先泡沫中的富集量.具体用药为: 混选前搅拌槽加入"压锌"的抑制剂硫酸锌+亚硫酸 钠及捕收剂BK404,混粗I的第3槽加入PAC,以 保持混选用药总量. (3)第三阶段,改进后的半优先药剂制度.半优 先流程实质上是铜锌等可浮+铜锌混选一分离浮选流 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人选前的搅拌槽内,加入了 大量的硫酸锌和亚硫酸钠,从理论上讲硫酸锌和亚 硫酸钠是闪锌矿的组合抑制剂,它们存在于矿浆中, ? 14?有色金属(选矿部分)2006年第5期 既抑制锌金属在半优先作业的上浮,也抑制锌金属 在半优先之后的铜锌混选的上浮,对铜锌混选的锌 回收有负面影响;抑制剂用药总量较大,增加了药剂 成本.为此考虑将硫酸锌和亚硫酸钠的添加,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制度: 采用对铜锌有选择捕收差异的捕收剂BK404,半优 先泡沫抑锌,半优先的选铜"压锌"不影响后续的铜 锌混选效果. 总体比较选铜效果,半优先流程具有以下几个 优点: (1)半优先流程有利于提高铜金属回收率. (2)半优先流程有利于提高部分设备的处理能 力和节约能耗.理论上 分析 定性数据统计分析pdf销售业绩分析模板建筑结构震害分析销售进度分析表京东商城竞争战略分析 ,半优先作业使得一部分 铜金属的矿浆越过再磨机和铜锌分离的粗扫选作业 直接进入铜精?,减轻了再磨机和选铜作业的负荷, 一 定程度讲,既节约设备能耗,还提高了再磨机和选 铜浮选设备的处理能力. (3)在适宜的原矿条件下,半优先流程存在潜 能.在生产实践中通常出现一种浮选现象:闪锌矿绝 大多数是在混粗选?甚至混粗?上浮.它表明原矿 中的闪锌矿所具有的两期生成的特性,在混选过程 中表现非常明显:除少量易浮的闪锌矿上浮较快,在 半优先作业富集外,大部分的闪锌矿还是滞后于黄 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降低,半 优先流程更能充分发挥优势:既实现铜金属快收早 收,对锌金属回收的影响也不大.目前矿山为进一步 提高产能和效益,正在进行半优先流程的浮选柱的 工程改造. 2.3优化铜锌分离作业 经过混选优化控制和半优先流程改造后,铜精 矿指标为,含铜20%左右,铜金属回收率80%左右, 含锌3%一4%,铜精矿中锌损失率25%30%,铜尾矿 含铜仍然高于原矿品位.各种迹象表明铜锌分离难 度较大,为此展开了铜锌分离的捕收与抑制机理的 研究,以期寻找捕收剂与抑制剂的用量契合点,改善 铜与锌可泽胜的选择趋向. 2.3.1铜锌分离段的"抑锌"条件改善 研究铜锌分离浮选的抑制机理和用量合理添 加.具体研究有两点: (1)抑制剂总量的30%一40%~J1人再磨机.其理 论依据一是浮选药剂的加入顺序一般为:先加调整 剂如抑制剂,活化剂等,后加捕收剂,起泡剂.因此抑 制剂加药点从铜锌分离搅拌槽向前提到再磨机和脱 药搅拌槽均可,脱药搅拌槽是最佳点,但高差不够, 选定抑制剂的加药点为再磨机;理论依据二是分离 浮选的抑制剂在浮选前加入足够量,是能够完全抑 制,因此抑制剂的主要量应加在再磨机.经过近一个 月的反复调试和验证,确定加入再磨机的抑制剂用 量为总量的30%,"压锌"效果明显,铜精矿中锌损失 率明显降低. (2)调整铜扫选的"压锌"思路.在铜锌分离的扫 选部分,设计的抑制剂用量顺序为:铜扫I>铜扫?> 铜扫?,而且铜扫?作业没有亚硫酸钠的加药点,说 明铜扫?作业的压锌最弱,铜扫?作业的压锌又弱 于铜扫I作业,即设计时的"压锌"观念为:沿矿浆流 向铜扫选作业的"压锌"作用可逐渐降低.而在实际 生产中,铜扫?,?作业经常出现锌上浮比较严重的 现象,多次的流程考察数据也显示:铜扫?,?作业 的泡沫中,锌含量高于铜的几倍.每当出现这种现象 时,铜精矿中的含锌就会上升,只有加大抑制剂用 量,或是调整选择性捕收剂类型的比例,而这些调整 都会提高选矿成本却收效甚微.在反复多次的调整 与探讨中逐渐认识到:提高铜扫?,?作业的抑制剂 用量,先在铜扫?,?作业把锌抑制住,则它们返回 铜扫I的矿浆中,锌的上浮性弱,再在铜扫I作业略 微加点抑制剂,就能改变铜扫选矿浆的铜锌浮选的 选择性;鉴于铜扫?作业后的矿浆要进人选锌系统, 其抑制剂用量略低于铜扫?作业;即抑制剂用量多 少的顺序为:铜扫?>铜扫?>铜扫I.并增加了铜扫 ?作业亚硫酸钠的加药点,进一步增强了"压锌"效 果. 随着铜扫选"抑锌"思路的改变,铜锌分离作业 的铜与锌之间的选择性出现根本性变化:铜精矿中 含锌品位曾一度低于1%,含锌损失率15%左右;铜 尾矿含铜品位下降到1.2%一2%;铜尾矿含锌高于铜 锌分离原矿,一般在4%一6%,随原矿含锌变高曾高 达10%以上;铜锌分离的作业回收率由85%左右提 高到90%以上. 2.3.2铜锌分离段的少"拉锌"条件趋于合理 深入研究铜锌分离浮选的捕收剂在各点用量的 合理比例. 曾于2005年7月15—19日出现连续5天铜回 收率高于80%但铜精矿品位低于18%的指标,通过 仔细研究这5天的药剂制度,捕捉到铜锌分离的捕 收剂的:等点用量之间存在的比例关系:铜粗选的捕 收剂用量占总用量的51%一54%,铜扫I的占18%一 2006年第5期万玲等:阿舍勒铜矿选矿技术进步?15? 24%,铜扫?的占16%一19%,铜扫?的占8%一12%. 8月1日试用铜粗选的捕收剂用量占总用量的 50%,连续11天铜回收率高于80%,分析其原因是 铜锌分离回收率高于以前8%.之后于8月21—25 日,铜锌分离捕收剂的各点用量的比例严格按铜粗 选:铜扫I:铜扫?:铜扫1I=52:19:19:9.5添加,铜 锌分离回收率高于以前10%,连续8天铜回收率高 于85%. 2005年11月的矿山大修后开机时,铜锌分离 捕收剂的各点用量基本按:铜粗选:铜扫I:铜扫?: 铜扫1I=52:19:19:9.5的比例添加,连续半月铜指 标稳中有升.当出现波动时的调整方式为:当铜尾矿 含铜品位高时,将铜扫?的比例调高到20%一24%; 当铜精矿品位偏高时,将铜粗选的比例调高到52% 一 54%;当铜精矿含锌偏高时,调整单点捕收剂的 BK404与黄药之间的比例,一般BK404:黄药约为: 铜粗选(2—3):1,铜扫?(2—3):1,铜扫?2:1;当铜精 矿含锌过高时,黄药比例更小或微量.随着经验的逐 渐积累,使各点捕收剂用量比例的调整能做到有的 放矢,趋于合理. 铜锌分离浮选的"压锌"和少"拉锌"药剂方案, 降低了铜精矿含锌品位,提高了铜锌分离作业回收 率3%一4%.抑制与捕收契合选矿理论在铜锌分离浮 选段的成功运用,彻底改变了铜与锌的可浮性的选 择趋向,改善了铜锌分离作业的分离效率. 3锌精矿生产状况及选矿技术进步 锌硫分离浮选段是阿舍勒铜矿选厂3大浮选段 的最后一段,它要承受混选段和选铜系统的残余矿 物含量,剩余药剂,矿浆酸碱度等,因此选锌系统处 于被动状态,需要前两个浮选段为它提供适宜的基 础条件:(1)混选段,充分浮锌并强力抛硫,尽量减少 锌硫分离的杂质负荷;(2)选铜系统,选尽铜尾矿的 铜,并把足量的锌赶往铜尾矿,为锌硫分离段提供较 好的人选矿物组成成分;(3)选铜系统的残余药剂需 有消除手段或控制在选锌系统可承受的范围之内; (4)选铜系统的铜尾矿浆酸碱度的pH值,需能满足 锌硫分离段的活化剂与抑制剂的作用条件. 3.1加大锌精选中矿返回量.解决锌精选作业泡沫 的"硫夹带"现象 在混选和铜锌分离这两段技术攻关没达到一定 程度时,锌精矿品位一般在30%以下;锌硫分离的浮 选泡沫中黄铁矿"夹带"(以下简称"硫夹带")现象严 重;泡沫经常呈不正常的"煮稀饭"现象;当铜尾矿含 铜品位偏高时,锌硫分离浮选段的泡沫颜色呈黄色, 锌精矿品位下降到20%以下,锌精矿中铜的含量高 达10%甚至更高;为维持锌精矿品位,锌硫分离作业 的硫酸铜,黄药等浮选药剂经常被迫停加. 为此,选锌攻关具体措施有五项:(1)要求混选 段尽量少"拉硫":混选段使用选择性好的药剂PAC (或BK308),与黄药合理的配合,以极力减少选锌系 统矿浆中硫的含量;(2)加强混选的pH值控制:使 铜锌分离段的人选pH值控制在9以下,以保证锌 硫分离段有足够的调浆机会;(3)消除铜锌分离段 的残余药剂:在铜尾矿加活性炭,以脱除部分黄铁矿 在铜锌分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返回量:要求 操作中加大锌精选的泡沫冲洗水量,保持锌精选作 业的浮选机的粗砂孔全开;(5)改造锌精选?,?, ?,V浮选机:在浮选机低于液位控制闸板的最低位 置,开一个大尺寸的中矿返回孔.采取措施后调试有 起色,锌精矿品位于9—10月起已开始徘徊于45%左 右,但操作方式失常:选锌的所有浮选机停滞泡沫刮 板;浮选泡沫冲洗水过大,造成磨浮系统的新水与回 水的用量失去平衡.选锌回收率一直提不高,只能勉 强维持锌精矿品位一项指标. 3.2加大活化剂用量 在铜锌分离攻关达到一定程度后:铜精矿中含 锌损失率低于20%;铜尾矿含铜降到1.2%一2%;铜 尾含锌在4%一6%以上,这才使选锌具备了选别的人 选矿物条件. 2005年12月底正在进行的硫酸铜与石灰添加 顺序的对比试验表明,硫酸铜的用量超过设计用量 一 倍时,选锌效果明显变好.现场生产立即采用这一 试验成果,大幅度增加选锌系统的硫酸铜用量,现场 的锌粗选,扫选泡沫的锌上浮现象十分明显,随之锌 精选的泡沫也呈现出锌上浮的现象.当月锌精矿品 位45%,锌回收率38%. 3.3调整活化与抑制作用顺序.硫酸铜先于石灰添加 设计的锌硫分离基本思路是:先将人选矿浆用 石灰调整pH值,在高钙条件下抑制黄铁矿;然后添 加硫酸铜,活化在铜锌分离过程中被抑制过的闪锌 矿;之后加入黄药,BK201将闪锌矿浮起来.该方案 在理论上有一个缺陷:硫酸铜对黄铁矿的活化能力 要比闪锌矿强,当硫酸铜活化闪锌矿时,矿浆中大量 的黄铁矿也会被活化,因此造成锌精选泡沫"硫夹 带"现象严重,影响了锌精选的效果. 硫酸铜的活化机理为:硫酸铜是酸性盐,在水中 ? l6?有色金属(选矿部分)2006年第5期 完全电离,使溶液呈弱酸性,溶液中有效Cu2+~度与 矿浆pH值有关.为了防止Cu冰解,提高活化效率, 最好在酸『生或中性矿浆中使用硫酸铜.而设计硫酸 铜是在pH值大于11的碱性条件下使用硫酸铜.此 时,一部分铜离子转化为碱式硫酸铜或碱式碳酸铜, 使有效Cu舢浓度减少,造成活化性能降低. 2006年1月完成了硫酸铜后于石灰添加方案 和硫酸铜先于石灰添加方案的对比试验,即先用石 灰调浆抑制黄铁矿后加硫酸铜活化闪锌矿的试验, 与先用硫酸铜活化闪锌矿后加石灰抑制黄铁矿的试 验进行对比.硫酸铜先于石灰添加方案的试验指标, 比硫酸铜后于石灰添加方案高出许多:锌粗精矿锌 品位高出10.5%,回收率高出18.48%;硫酸铜先于 石灰添加试验的锌粗精矿泡沫,黄铁矿"夹带"现象 明显减少.对比试验结果表明,随着矿浆pH的升 高,矿浆中硫酸铜的有效活化成分减少,对闪锌矿的 活化能力减弱. 硫酸铜添加点提前到石灰之前的工艺改造于 2006年2月24日完成,3月份的累计锌精矿指标: 锌品位43%,锌金属回收率43%,选锌指标大为改善. 到3500,3800ffd,生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.选铜技术通过优化混选控制,半优先流程改 造和优化铜锌分离这3大步攻关,指标大幅度提高, 铜精矿中锌损失率降到22%左右;铜金属回收率由 最初的75%提高到85%左右,提高铜回收率10%, 矿山经济效益显着. 3.选锌技术通过加大锌精选中矿返回,加大活 化剂用量和调整活化与抑制作用顺序这三大步攻 关,指标大幅度提高,在保证锌精矿质量合格的前提 下,锌金属回收率逐步提高到43%左右,提升矿山的 综合效益. [1] [2] [3] 4结语『4] 1.选矿处理量稳步提高.由最初的1800t/d提高 参考文献 北京有色冶金设计研究总院,乌鲁木齐有色冶金设计研 究院.新疆阿舍勒铜矿初步设计(3000t/d)[R].2001. 北京矿冶研究总院.新疆阿舍勒铜矿I号矿体矿石工艺 矿物学研究[R1.1996. 北京矿冶研究总院.新疆阿舍勒铜矿I号矿体混合样扩 大连选试验报告[R].1996. 北京矿冶研究总院.新疆阿舍勒铜矿I号矿体矿石选矿 试验报告[R].1996. ASELECoPPERMINEPRoCESSDGTECHNoLoGY WANLinI,HUAJincang~ (1.XinjiangAseleCopperCompanyLimited,Aletai.Xinjiang,836700,China;2.Sichuan XinyuanMiningLtd.Co.,Chengdu610041,China) ABSTRACT TheAselecoppermineisalagercopper-zinc-sulfurpoh,metallicmine.Designthroughputof 4000 tonsperday.Theoredressingplantin15monthstime.Thedressingtechnologyhascarriedon6 great stepsattacksandtheresearch.Producesthequalifiedpersonalstatuscopper-concentratedore andthezinc oreconcentrate.Eachdressingtargetlargescaleenhancement. KEYWORDS:copper-zincseparatenotation;recovery;medicamentsystem