内蒙某铅锌矿选矿工艺试验研究

内蒙某铅锌矿主要含铅矿物方铅矿大部分与闪锌矿嵌布关系密切,单体解离难度大,属于难选矿石。针对其矿石性质,采用抑锌浮铅,得到合格的铅精矿和锌粗精矿,锌粗精矿进行再磨再选的工艺流程。经过条件试验,确定最佳磨矿细度为-0.074mm占80%。闭路试验1粗1扫,4精优先浮铅,1粗2扫4精再浮选锌,最终可获得铅品位54.09%,回收率90.38%,锌品位9.1%的铅精矿,锌品位47.15%,回收率84.23%,铅品位1.35%的锌精矿。     

贵州某铅细粒嵌布的高硫铅锌矿浮选工艺研究

针对贵州某铅和硫嵌布粒度细、硫含量较高的铅锌矿开展浮选工艺研究。结果表明,磨矿细度-0.074mm占60%,采用优先浮选流程,铅浮选流程为"一粗三精三扫"、锌浮选流程为"一粗三精三扫"、硫浮选流程为"一粗一精二扫",能获得合格精矿,铅精矿中铅品位43.29%、回收率78.33%,锌精矿中锌含量为44.90%、回收率91.21%,硫精矿硫含量为45.85%、回收率为58.99%。     

某含银铅锌矿的浮选工艺试验研究

针对某含银铅锌多金属硫化矿进行了优先浮铅、浮铅尾矿浮锌的铅锌分离工艺条件试验研究,实现了铅锌分离及银在铅精矿中的综合回收。对于铅品位2.44%、锌品位3.05%、银品位76.2 g/t的原矿,采用一粗两精两扫浮铅及一粗两精两扫浮锌的流程,最终获得了铅品位56.60%、铅回收率87.10%、含银1 460.69 g/t的铅精矿,及锌品位44.25%、锌回收率91.79%的锌精矿。研究结果为该矿产资源的合理开发利用提供了试验依据。     

福建某高硫、低品位复杂多金属矿选矿试验研究

福建某高硫低品位复杂多金属铅锌硫化矿的硫含量高达25.40%,铅锌品位很低,有用矿物产出形式较为复杂,交代穿插现象多见,嵌布粒度分布不均。经研究探索后,采用阶段磨矿阶段浮选流程,铅、锌、硫依次优先浮选。确定了合适的工艺流程和合理的药剂制度,第一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占85.74%,获得铅锌粗精矿;铅锌粗精矿分别再磨至-0.045 mm粒级占90%左右,铅回路采用一粗、四精、二扫流程,锌回路采用一粗、四精、二扫,硫回路采用一粗、一精工艺流程,小型闭路流程试验获得了铅品位42.13%,回收率64.25%的铅精矿,铅精矿中含锌5.47%;锌矿物锌品位40.27%,回收率61.07%,锌精矿中含铅1.07%,硫精矿硫品位为43.31%,回收率为85.48%,硫精矿中含铅锌分别为0.14%和0.58%。     

新疆某铅锌矿浮选试验

针对铅品位为2.25%、锌品位为9.67%的新疆某铅锌矿,进行了在不改变原有工艺的前提下,通过改变药剂制度来提高选矿指标的浮选试验。通过采用新型组合抑制剂T9+硫酸锌,组合捕收剂D421+酯-114抑锌浮铅,获得了较好的铅指标;经过1粗2精1扫的优先浮铅和1粗2精1扫浮锌流程,最终获得了铅精矿品位为71.52%、回收率为82.35%,锌精矿品位为58.42%、回收率为87.26%的满意试验指标。     

新疆某铅锌矿浮选试验

针对铅品位为2.25%、锌品位为9.67%的新疆某铅锌矿,进行了在不改变原有工艺的前提下,通过改变药剂制度来提高选矿指标的浮选试验。通过采用新型组合抑制剂T9+硫酸锌,组合捕收剂D421+酯-114抑锌浮铅,获得了较好的铅指标;经过1粗2精1扫的优先浮铅和1粗2精1扫浮锌流程,最终获得了铅精矿品位为71.52%、回收率为82.35%,锌精矿品位为58.42%、回收率为87.26%的满意试验指标。     

河北某低品位难选铅锌矿选矿工艺优化研究

河北某低品位硫化铅锌矿在生产过程中存在铅锌产品互含较高的问题，严重影响了企业的经营效益。本文针对该铅锌矿石开展工艺矿物学研究，查明了矿石化学成份、矿物组成、赋存状态和嵌布特征，着重考察了锌浮选在入选粒度、抑制剂、活化剂等多个浮选因素，确定了最佳的工艺流程和工艺参数，推荐采用铅锌依次优先浮选、一粗二扫铅粗精矿再磨三精选铅流程、一粗二精二扫选锌流程。当原矿入选细度-0.074 mm占比为65%,铅粗选矿浆pH值为11～12时，铅粗精矿再磨细度-0.038 mm占比达到80%的条件下，采用硫酸锌+亚硫酸钠抑锌，乙硫氮为捕收剂优先浮铅，硫酸铜为锌活化剂，丁黄药为捕收剂浮锌的药剂制度，优先浮铅再浮锌的工艺流程对铅、锌进行回收，可实现铅品位58.63%、含锌5.92%、含银452.85 g/t、铅回收率78.36%、银回收率52.48%的铅精矿和锌品位52.34%、含铅1.28%、锌回收率72.15%的锌精矿，有效地解决了产品中铅锌互含较高问题，大幅优化了选厂的生产技术指标，预计经济效益可达4 704.5万元/a。     

甘肃小厂坝铅锌矿石选矿试验

甘肃小厂坝铅锌矿石属原生硫化铅锌矿石,主要含铅矿物方铅矿大部分与闪锌矿嵌布关系密切,单体解离难度大、微细粒回收效果不理想是导致铅回收率较低的主要原因。以D102为浮铅捕收剂,采用1粗2扫3精优先浮铅、1粗2扫3精再浮锌流程处理该矿石,最终可获得铅品位为59.72%、回收率73.52%、含锌14.56%的铅精矿,锌品位为52.97%、回收率92.12%、含铅1.60%的锌精矿,在锌回收率略有提高的情况下将铅回收率提高了2.04个百分点。     

某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验

针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。     

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。     

用旋流-静态微泡浮选柱反浮选磁选铁精矿

用旋流-静态微泡浮选柱和浮选机对某铁矿选厂含铁42.00%的低品位混合磁选铁精矿进行了提高精矿品位的反浮选对比小型试验,结果表明,同样是1次粗选,浮选柱精矿品位达67%左右,比浮选机高约3个百分点,但尾矿品位也较高。为此,对浮选柱进行了增设脉动磁系和稳流管的改进。改进后的浮选柱不仅保持了精矿品位高的优势,而且尾矿品位大幅度降低,1次粗选可使精矿品位达到67.85%,回收率为79.22%,而浮选机需经过一粗一精一扫3次选别才能获得与此相近的指标。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究

对四川绵阳某氧化铅锌矿进行了浮选工艺研究。采用先硫后氧、先铅后锌的选别方案,经两粗一精一扫选铅、三粗两精一扫选锌,在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%条件下,得到了产率12.77%、铅品位66.10%、铅回收率88.23%、含锌2.87%、锌回收率3.18%的铅精矿和产率18.76%、锌品位45.32%、锌回收率73.81%、含铅1.62%、铅回收率3.18%的锌精矿,全流程铅金属总回收率91.41%、锌金属总回收率76.99%。     

浮选柱在微细粒锡石浮选中的应用研究

采用浮选柱对0.037~0.01 mm微细粒锡石进行了浮选试验研究,并对比了相同条件下浮选机和浮选柱的选别指标。结果表明,在给矿锡品位1.15%、浮选浓度30%条件下,经浮选柱一粗、一扫和一精作业,可获得锡品位25.50%、回收率82.46%的锡精矿;与浮选机相比,锡精矿品位可以提高8.0个百分点,回收率提高6.6个百分点。     

大厂铅锌多金属硫化矿混合精矿浮选新工艺探索

对大厂铅锌多金属硫化矿混合精矿的浮选分离工艺进行了研究, 探索了混合精矿经加温预处理后再进行浮选分离的工艺,并得到了较好的浮选试验指标。并探索了在加温基础上, 加入亚硫酸钠与硫酸锌作为抑制剂预处理混合精矿,然后再进行浮选, 通过一次铅粗选和两次铅精选, 铅回收率达到69.95%, 铅品位达到了39.97%, 锌含量降到了1.17%; 铅回收率较加温不加入抑制剂时提高了7.61个百分点, 较好地解决了铅锌多金属硫化矿混合精矿难分离的问题。     

西北某难选铅锌矿石浮选试验

西北某铅锌矿是一个矿物成分复杂、铅锌矿物分布极不均匀、嵌布粒度细微、嵌布关系复杂、单体解离难度大、脉石矿物硬度高的大型难选铅锌矿床。为确定该资源的开发利用方案,采用优先浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫3精选铅(铅精选前再磨至-0.045mm占95%)、1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可取得铅品位为60.45%、含锌8.90%、铅回收率为75.95%的铅精矿以及锌品位为51.60%、含铅0.31%、锌回收率为87.39%的锌精矿,该选矿工艺方案是该矿石的高效开发利用方案。     

从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究

对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

新型捕收剂DTX-1常温分步浮选东鞍山铁矿混磁精

随着入选铁矿石中菱铁矿含量的升高,东鞍山混磁精反浮选精矿铁品位和铁回收率均呈下降趋势。为了确保高菱铁矿矿石资源的顺利开发,并改善反浮选精矿指标,东北大学用新研制的改性脂肪酸类常温捕收剂DTX-1,对东鞍山混磁精进行了先正浮选菱铁矿、后反浮选石英等脉石矿物的分步浮选试验。结果表明,对东鞍山选矿厂混磁精进行1次开路正浮选菱铁矿,1粗1精2扫、中矿顺序返回闭路反浮选脱硅,最终可获得铁品位为6587%、铁回收率为6792%的铁精矿,与现场1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选精矿指标比较,精矿铁品位和铁回收率分别提高了2.47和2.82个百分点,在工艺流程复杂性相当的情况下,产品指标得到了显著改善。     

广东某铅锌矿选矿试验

广东某铅锌矿属于隐晶质铅锌矿,铅氧化率较高,铅锌共生关系密切。为开发利用该矿石资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-200目70%情况下,采用1粗1精1扫铅锌等可浮、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铅、锌品位分别为29.79%、32.43%,铅、锌回收率分别为90.78%、36.60%的铅锌混合精矿,以及锌品位为56.91%、锌回收率为61.41%的锌精矿,铅、锌总回收率分别达90.78%和98.01%。