提高广西某铅锌矿选厂选铅指标研究

广西某高泥低品位铅锌矿石铅品位在1.5%左右,主要铅矿物为方铅矿,有15%左右的铅被氧化。选矿厂采用优先浮铅然后浮锌的工艺流程生产铅精矿和锌精矿,但由于矿泥的干扰导致选铅效果较差,铅精矿的铅品位和铅回收率分别只有45%左右和65%左右。针对矿石特点开展提高铅精矿指标的选矿试验,先采用螺旋洗矿机和螺旋溜槽脱去产率达12.11%的矿泥后再浮选铜,并在浮铜过程中将抑制剂由现场采用的硫酸锌+亚硫酸钠改为自行研制的无毒有机抑制剂YJ,将捕收剂由现场采用的乙硫氮改为组合捕收剂GD-1,最终获得了铅品位达54.65%、铅回收率达79.78%的铅精矿。与现场生产相比,试验所获铅精矿的铅品位提高了约10个百分点,铅回收率提高了约15个百分点,从而为现场选铜工艺的优化提供了有力的技术支撑。     

提高甘肃某铅锌矿选铅回收率试验

甘肃某铅锌矿选矿厂入选矿石铅、锌品位分别为0.98%和5.21%,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用1粗2扫4精、中矿顺序返回闭路流程优先选铅,仅能获得铅品位为53.11%、铅回收率为78.50%、锌回收率为2.09%的铅精矿。为了提高铅精矿铅回收率,在查明原因的情况下,有针对性地进行了选矿工艺研究。结果表明,在维持磨选段数不变的情况下,将铅精选1尾矿与铅扫选1精矿合并返回原矿磨矿作业,最终可获得铅品位为54.56%、铅回收率为81.84%、锌回收率为2.03%的铅精矿,铅精矿品位和铅回收率分别较现场提高1.45、3.34个百分点,提高幅度显著;选铅尾矿锌回收率高达97.97%,较现场提高0.06个百分点,这为后续选锌创造了更好的条件。     

降低铅锌精矿含杂的途径

白音诺尔铅锌矿南矿带矿石性质复杂,精矿质量差、回收率低,铅精矿含锌9%左右,锌精矿含铅2%5～2.5%。铅精矿品位63%,回收率84%;锌精矿锌品位46％,回收率82％。针对上述问题在试验室进行多种磨选流程的试验,脱(选)泥碳分支阶段磨选流程和脱(选)泥碳分支浮选部分铅粗精再磨流程都能降低铅、锌精矿中锌、铅互含量,同时能提高铅、锌精矿品位和回收率,这两种脱泥碳流程与目前该矿采用的生产流程(用同一矿样试验指标)相比:铅精矿含锌分别降低1.45％和1.41％,锌精矿含铅分别降低0.63％和0.39％;铅精矿品位分别提高6.23％和1.70％,回收率分别提高4.27％和0.71％;锌精矿品位分别提高4.54％和0.12％,回收率提高2.39％和接近。     

萨拉伊尔斯克公司铅-锌矿石浮选工艺的完善

为萨拉伊尔斯克含重晶石的铅-锌矿石制定了新的正优先浮选工艺.该新工艺铅扫选和铅再选扫选尾矿不返回,直接作为锌浮选回路给矿.在锌浮选中用硫代氨基甲酸盐与丁基黄药作捕收剂.新工艺大幅度提高了锌精矿的质量,锌精矿锌品位从45.6%提高到56.57%,锌回收率提高了16.47%,即达到83.67%.此外,铅精矿铅回收率与老工艺流程相比提高6.1%,铅品位提高2.27%.增加铅精选次数,可以使精矿铅品位从33.2%提高到51.13%,铅回收率提高1.3%.     

广西某多金属铅锌矿浮选新药剂制度研究

针对广西某多金属铅锌矿选矿厂原浮选药剂制度不能适应矿石性质的变化,导致选矿厂生产指标恶化的问题,进行了浮选新药剂制度的试验研究,获得的铜精矿铜品位和铜回收率分别为22.19%和58.29%,铅精矿铅品位和铅回收率分别为62.97%和78.39%,锌精矿锌品位和锌回收率分别为50.52%和88.81%。与试验前选矿厂的生产指标相比,铜精矿、铅精矿、锌精矿的主品位分别提高10.04,24.65,0.92个百分点,回收率分别提高30.29,1.42,10.01个百分点。     

难选富银铅锌矿浮选工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小。原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿铅品位45%、铅回收率65%,铅精矿中银回收率55%,锌精矿锌品位45%、锌回收率60%,锌精矿含砷0.5%。新工艺采用增加铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构。扩大试验获得良好的浮选指标:铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2 214g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标,铅精矿品位和回收率提高17个百分点以上,铅精矿中银回收率提高17个百分点以上;锌精矿品位提高5个百分点以上,锌回收率提高18个百分点以上,锌精矿砷含量下降0.42个百分点。     

难选富银铅锌矿浮选新工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小,原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿品位<45%、铅回收率<65%,银在铅精矿中回收率<55%,锌精矿品位<45%、锌回收率<60%,锌精矿含砷>0.5%;新工艺采用增大铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构,扩大试验获得良好的浮选指标,铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2214 g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标：铅精矿品位和回收率提高17%以上,铅精矿中银回收率提高17%以上;锌精矿的品位提高5%以上,锌回收率提高18%以上,锌精矿砷含量下降0.42%以上。当银以包裹体赋存于铅矿物中时,适当增加石灰用量,有利于铅与锌硫分离,改善分选指标。     

甘肃某低品位铅锌银矿浮选试验研究

甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

内蒙某铅锌银多金属矿选矿工艺研究

内蒙古某铅锌银多金属矿,原矿品位铅0.76%、锌1.15%、银22.90g/t。物相中硫化铅分布率73.33%、硫化锌分布率84.35%。针对铅锌矿物可浮性差异,选择了铅锌顺序优先浮选流程,银主要富集在铅精矿中。选铅抑锌组合药剂中加入硫化钠后抑锌效果明显,铅粗精矿中锌品位降低0.72%、锌回收率降低5.37%。选铅捕收剂乙硫氮在高碱度条件下对铅捕收能力强,使易浮的毒砂和黄铁矿受到了抑制,提高了铅指标：铅精矿品位提高了0.27%、回收率提高了8.28%。选锌用常规药剂。试验获得了较好的指标。铅精矿中铅品位52.02%、银品位1250g/t、铅回收率86.84%,银回收率73.05%;锌精矿中锌品位45.11%、银品位196g/t、锌回收率82.21%、银回收率19.39%。     

某复杂难选铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某难选铅锌矿石,由于铅、锌矿物共生关系复杂,嵌布粒度不均匀,致使铅锌矿分选困难。试验采用细磨工艺(90%-74μm),优先浮选流程,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,获得合格铅、锌精矿,银也同步富集到铅精矿中。最终闭路试验获得,铅精矿品位71.4%、铅回收率94.9%,锌精矿品位55.5%、锌回收率70.9%,银总回收率达到76.34%。     

从锌精矿中回收金银的工艺研究

采用抑锌浮金银工艺,通过一次粗选、一次扫选、一次精选的浮选流程分离回收金银。获得含金20.96 g/t、银1 807.38 g/t、回收率金90.35%、银93.79%的金银精矿和含锌53.97%、锌回收率98.97%的锌精矿。试验结果表明,锌精矿通过浮选分离回收金银,锌精矿品位提高10%以上。实现金银综合回收的同时,锌精矿的品质得到较大提高。     

使用MA捕收剂提高白牛厂铅锌矿浮选指标的研究

采用MA捕收剂对云南蒙自白牛厂铅锌矿石进行了提高浮选指标的研究。结果表明, 高效捕收剂MA捕收能力强, 选择性好。实验室使用MA与乙硫氮混合作捕收剂, 获得了含铅47.62%、含锌4.02%的铅精矿, 铅回收率为82.28%, 以及含锌42.45%、含铅0.89%的锌精矿, 锌回收率为89.05%。现场使用MA与乙硫氮混合作捕收剂, 相比丁黄药与乙硫氮混合作捕收剂, 铅精矿中的铅品位提高了3.81%, 铅回收率提高7.7%, 锌精矿中锌品位提高了2.09%, 锌回收率提高了4.24%, 取得了明显的效果。     

青海某铜锌硫化矿选矿试验研究

摘要:针对青海某铜锌硫化矿石开展试验研究,矿石性质研究表明,该矿铜矿物嵌布粗细不均匀,大约有15%的铜矿物呈微细粒（粒度小于10μm）包裹于脉石矿物中,难以得到有效回收,同时原矿含锌较低,含量在锌矿边界品位（0.5～1%）,可考虑伴生回收。针对该矿矿石性质,采用优先浮铜工艺,可有效实现铜、锌分离,获得了铜精矿品位18.66%、铜回收率83.90%、铜精矿含金3.06g/t,锌精矿品位41.69%、锌回收率29.49%的较好选矿指标。      

某难选多金属铜铅锌矿石选别研究与应用

介绍通过现场生产工艺条件改进,显著提高了多项生产技术指标.铜精矿品位由17.67%提高到26.35%,铜精矿含锌由12.43%降到7.74%,铜精矿由含锌超标的废品变成质量较好的合格等级品.锌回收率提高5.11%;铅回收率提高2.37%.企业获得显著经济效益.     

从某铅锌尾矿中回收氧化锌的选矿试验

云南某铅锌矿尾矿中含6.89%的锌,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌为闪锌矿,氧化锌大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究,结果表明该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前预先重浮联合脱泥)”流程回收锌,最终闭路试验可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。     

新疆某铜铅锌矿浮选新工艺试验研究

针对新疆某铜铅锌多金属选矿厂现有流程生产存在的铜产品中含铅偏高、铅精矿品位低(只有25%左右)的问题,开展铜铅混合浮选捕收剂以及铜铅分离无毒药剂高效分离的研究。在高碱及无需脱水作业的情况下,使用强抑制剂THB-2抑铜浮铅新工艺实现铜铅分离,试验得到含铜23.17%、铜回收率为85.03%,含铅7.84%、铅回收率为19.60%的铜精矿,铅精矿含铅49.96%、铅回收率达71.00%,含有价金属银高达850.76 g/t,锌精矿含锌53.19%、锌回收率为86.33%的选矿技术指标。顺利地解决了困扰选厂的问题。     

某硫锌型深海多金属硫化矿选矿技术研究

某硫锌型深海多金属硫化物锌、硫品位分别为20.44%和36.6%,贵金属金、银分别为6.89g/t和141g/t。根据矿石性质,通过硫(自然硫)-锌的优先浮选工艺,先获得自然硫精矿,再获得锌精矿。闭路流程可获得硫品位70.36%、硫回收率23.09%、锌品位14.61%、锌回收率8.34%的自然硫精矿,以及锌品位49.90%、锌回收率85.56%的锌精矿。锌总回收率93.90%。对浮选尾矿进行氰化浸出,样品中的金、银元素选冶总回收率可分别达到83.3%和86.3%左右。     

从四川某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究

四川某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中锌品位约为2%,其中氧化锌占90%左右。因含泥高、品位低、选矿难度大,而无法回收弃之于尾矿库中。本研究采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集(品位到4.5%左右)、浮选的联合流程解决了这一难题,获得锌品位33%、浮选作业回收率86%的氧化锌精矿。     

氧化铅锌矿石浮选新药剂的应用研究

氧化铅锌矿石浮选新药剂的研究关系到大量复杂的氧化铅锌矿资源的开发利用。本文报导从氧化铅锌矿石中浮选硫化铅矿物的新捕收剂ＰＮ及相应的抑制剂ＢＤ_１。使用ＢＤ_１（５０ｇ／ｔ）和硫酸锌（０～４０ｇ／ｔ）配合作抑制剂，显著提高了硫化铅矿物浮选效率，从５５．５２％提高到６４．０３％，氧化铅浮选时，使用ＢＤ_２（０～１００ｇ／ｔ）和六偏磷酸钠（１００ｇ／ｔ）作抑制剂，碳酸铅矿物浮选效率从５３．１８％提高到５４．６５％；而氧化锌浮选时，使用ＢＤ_２（０～１００ｇ／ｔ）和六偏磷酸钠（５０ｇ／ｔ）作抑制剂取得了更明显的效果，碳酸锌矿物的浮选效率从６４．８１％提高到７２．２９％，锌粗选作业回收率８４．８１％，粗精矿中锌品位３０．５０％。可见，所研制的ＰＮ捕收剂和ＢＤ_１、ＢＤ_２抑制剂，对提高氧化铅锌矿石浮选指标起了重要作用。