内蒙古某高硫高砷难处理铜铅锌矿石选矿工艺试验研究

内蒙古某铜铅锌硫化矿石中铜、铅、锌含量分别为0.26%、0.72%、4.60%，硫、砷含量分别为13.14%、2.49%，属于高硫高砷难处理硫化矿石。为实现矿石中铜、铅、锌、硫的有效回收，避免传统高碱法带 来的一系列问题，开展了铜铅混浮、磁选脱硫、锌浮选条件试验研究。在此基础上，经“铜铅混浮（粗精矿再磨精选）—铜铅混合尾矿磁选脱硫—锌浮选”全流程闭路试验，最终可获得铜、铅、银品位分别为9.27%、 40.53%、4 397.76 g/t，铜、铅、银回收率分别为59.22%、88.93%、74.05%的铜铅混合精矿，及锌品位45.94%、锌回收率93.10%的锌精矿，选别指标良好，实现了铜、铅、锌及伴生银的有效回收，降低了精矿中有害 杂质砷的含量。     

复杂锌多金属矿浮选试验研究

某锌多金属硫化矿嵌布粒度细,分离难度大。针对矿石性质,采用铜铅锌全浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm 95%,全浮选精矿再磨细度-38μm 95%条件下,闭路试验获得铜品位18.65%、铜回收率71.26%的铜精矿,铅品位51.34%、铅回收率67.50%的铅精矿,以及锌品位49.51%、锌回收率87.24%的锌精矿,研究结果为该矿产资源开发利用提供了工艺依据。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

银铅无碱混选工艺分选含银低品位铅锌硫化矿石

对某含银低品位铅锌硫化矿进行了选矿工艺流程的试验研究。根据矿石性质,采用银铅混选（银铅粗精矿再磨）-锌浮选和银铅混选（银铅中矿再磨）—锌浮选两种原则工艺流程进行试验研究,银铅混选时,采用选择性的银铅捕收剂组合BK906+BK903G在近中性的无碱条件下将银矿物和硫化铅矿物浮出,获得银铅混合精矿;然后通过常规的石灰+硫酸铜+丁基黄药法浮选回收硫化锌矿物,得到锌精矿。通过银铅混选（银铅粗精矿再磨）—锌浮选和银铅混选（银铅中矿再磨）—锌浮选两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了银铅混选（银铅粗精矿再磨）—锌浮选的工艺流程,闭路试验获得含银5 252.5 g/t、含铅27.54%、含锌3.87%、银回收率73.03%、铅回收率76.47%的银铅精矿和含银359.6 g/t、含铅0.37%、含锌54.96%、锌回收率71.00%的锌精矿。新工艺实现了矿石中有价金属银、铅、锌的高效回收。      

澳大利亚蒙特艾萨锌-铅-银-铜矿山

摘要 澳大利亚蒙特艾萨锌-铅-银-铜矿山是澳大利亚大型矿冶企业之一。它由两个独立的锌—铅—银矿山和选矿厂,以及铜矿山和选矿厂组成。截至2007年6月底,证实和控制的铜矿石储量为8400万t,含铜1.8%~3.4%;锌—铅—银矿石储量为8400万t,含锌4.8%~8.8%,铅2.2%~5.5%和银39~125g/t。铜矿山采用分段空场采矿法开采矿石;锌-铅-银矿山采用分段空场采矿法和落顶充填采矿法开采矿石。铜选矿厂采用半自磨/球磨—易浮矿物预先浮选—铜粗选—浮选柱精选—浮选机再精选工艺流程,得到铜精矿。锌—铅—银矿石选矿工艺流程包括棒磨/球磨—铅粗选—粗精矿艾萨磨再磨—铅精选—浮选铅精矿常温反浮选易浮矿物,获得铅精矿;铅粗选尾矿进行锌粗选—浮选柱精选—粗选尾矿艾萨磨再磨—锌再选—再选精选,获得锌精矿。矿山矿产品产量为铜矿山670万t/a铜矿石,锌—铅—银矿石650万t/a,矿产锌226529t/a（锌精矿）;粗铅锭125195t/a,银826万盎司/a（粗铅锭）,阳极铜217907t/a,矿产铜172552t/a（铜精矿）。      

细粒嵌布铜铅锌矿石的浮选工艺试验研究

针对某多金属硫化矿中铜铅锌矿物共生关系密切和嵌布粒度细的特性,采用铜铅混合浮选-铜铅精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿选锌的浮选流程进行了系统的工艺条件试验,成功地实现了铜铅锌的分选,获得了铜品位和铜回收率分别为21.05%和86.71%的铜精矿、铅品位和铅回收率分别为63.94%和79.98%的铅精矿及锌品位和锌回收率分别为55.96%和84.50%的锌精矿,为合理开发该矿石资源提供了试验依据。     

某富银铅锌多金属矿选矿试验研究

某富银铅锌多金属矿, 银、铅、锌的品位分别为225 g/t、3.26%、1.14%，所含矿物以硫化矿为主，另含有少部分氧化矿。为更好的回收细粒嵌布的银矿石，本文通过选用BK809作为硫化银铅捕收剂、采用“硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离—锌硫混浮尾矿再选氧化铅”工艺、并对硫化银铅精矿进行再磨处理，闭路试验获得了以下指标：铅总精矿中金品位3.56g/t、金回收率49.94%、银品位3777g/t、银回收率71.22%、铅品位55.57%、铅回收率71.73%；锌精矿中锌品位53.60%、锌回收率69.46%；硫精矿中硫品位40.90%、硫回收率45.79%，实现了矿石综合回收。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

甘肃某铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对甘肃某铜铅锌多金属矿进行了浮选试验研究,结果表明,采用反浮选除炭—铜铅混合浮选—铜铅分离—尾矿选锌选硫的工艺流程,可获得铜品位14.32%、铜回收率37.68%的铜精矿,铅品位45.60%、铅回收率83.21%的铅精矿,锌品位47.45%、锌回收率92.71%的锌精矿,硫品位31.26%、硫回收率26.52%的硫精矿,达到了对该矿的综合利用。     

某高硫铜锌多金属矿综合回收试验研究

某复杂高硫铜锌多金属矿富含多种有价金属元素, 铜、锌矿物以细粒嵌布为主, 黄铁矿主要以粗粒形态存在, 矿物间嵌布关系复杂。采用粗磨铜锌异步混选抛尾-粗精矿再磨铜锌分离选矿工艺, 获得了铜精矿品位22.56%、回收率87.55%, 锌精矿品位42.86%、回收率75.64%的指标, 粗磨混浮尾矿用摇床重选可选出合格硫精矿。     

某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验

辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大。为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验。结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72%、46.27%、22.46%的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00%、19.57%、75.16%的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21%、10.47%、0.72%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收。     

西藏索达矿区低品位铜铅锌银矿选矿试验研究

介绍了西藏索达矿区铜铅锌银矿体的试验研究。研究结果表明,采用铜—铅—锌优先浮选方案和无毒(低毒)选矿药剂,可从含铜为0.39%、含铅为2.13%、含锌为4.35%、含银为48g/t的试样中获得含铜18.82%回收率为74.8%、含银为409.02g/t回收率为13.04%铜精矿;获得含铅为61.04%回收率为76.66%,含银为627.03g/t回收率为34.05%的铅精矿;获得硫化锌精矿含锌43.25%、含银234.6g/t,硫化锌回收率55.78%,银回收率为27.06%;氧化锌精矿含锌27.89%、含银58.6g/t,氧化锌回收率24.11%,银回收率为4.53%,银在铜、铅、锌精矿中总回收率为78.68%;硫化锌、氧化锌总回收率为79.89%。,     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

云南某含砷铅锌银多金属矿选矿试验研究

在工艺矿物学研究的基础上,对含铅 2.93% 、锌2.80%、银 110.45g/t、硫 26.94%,以及有害元素砷0.53%的云南某含砷铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。结果表明：采用铅优先-锌硫混合浮选再分离工艺,结合铅银矿物高效捕收剂BK915和黄铁矿抑制剂BD,获得了铅品位68.46%、铅回收率88.50%,银品位2358 g/t、银回收率84.37%,砷品位1.45%的铅精矿;锌品位51.32%、锌回收率89.07%,砷品位0.18%的锌精矿;硫品位49.14%,硫回收率82.35%的硫精矿。     

异步-快速-强化浮选工艺提高硫化铜矿石选矿指标

基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选—难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选"的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t、铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1,戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25g/t、、铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t、铜回收率94.57%、银回收率80.44%。相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。     

赞比亚某多金属矿综合回收试验研究

赞比亚某多金属矿,矿石矿物较为复杂,矿物种类繁多,矿石中有价元素为铜、铅、锌、银等金属元素。铜矿物、铅矿物嵌布粒度粗细不均匀,细粒含量较大,属难选矿石类型。本研究采用铜铅锌优先浮选流程,闭路试验获得了含铜19.50%、含银1010.00g/t、铜回收率60.49%的铜精矿;含铅62.75%、含银300.00g/t、铅回收率87.99%的铅精矿;含锌15.72%、锌回收率66.54%的锌精矿,银在铜、铅精矿中的总回收率达到82.34%。试验取得了优良的技术指标,为该矿石的开发利用提供了技术依据。     

高银低铅低锌多金属矿浮选试验研究

某高银低铅低锌多金属硫化矿银品位达到76.28 g/t,含铅0.78%,含锌0.69%。为有效回收矿石中的有价组分,基于系统的工艺矿物学研究,提出高效抑制锌硫,强化回收银铅技术思路,最终确定采用银铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程。通过条件试验确定适宜的药剂制度,最终全流程试验获得银品位4 312.2 g/t、银回收率85.19%、铅品位45.28%、铅回收率88.89%的银铅精矿;锌品位45.39%、锌回收率79.09%的锌精矿;硫品位32.17%、硫回收率79.77%的硫精矿。试验指标良好,实现了矿石中银、铅的良好回收,并综合回收了锌和硫,可为同类铅锌矿石的开发利用提供技术依据。     

复杂难选铜铅锌银多金属硫化矿选矿工艺研究

陕西某铜铅锌银多金属硫化矿铜、铅、硫共生关系非常密切,且相互交代形成不同的包裹形式,针对该矿石特点,采用铜、铅、硫部分混合浮选,混合精矿再磨脱硫,用TZ-10抑铜浮铅,使铅、锌、铜、硫、银得到最大限度的回收,获得铅精矿含铅55.81%、铅回收率73.31%,锌精矿含锌57.33%、锌回收率83.42%,硫精矿含硫41.76%、硫回收率45.92%,铜精矿含铜9.84%、含银1660g/t、铜回收率57.14%、银总回收率69.75%的浮选指标。为该多金属硫化矿提供一套经济合理、技术可行的工艺流程,充分利用矿山资源,使矿山效益最大化。     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。     

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离—锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段...