云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究

采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究, 成功获得了铅精矿、锌精矿, 并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%, 锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。     

某高泥低品位铅锌银硫矿选矿工艺研究

某高泥低品位铅锌银硫矿含Pb0.78%、Zn1.36%、Ag9.92g/t、S2.51%。在磨矿细度-0.074mm 65%条件下,采用铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离选矿工艺流程处理该矿物,可分别获得铅品位63.62%、回收率88.41%的铅精矿,锌品位55.24%、回收率88.14%的锌精矿,硫品位39.78%、回收率61.15%的硫精矿,银主要富集于铅精矿中,银的回收率为53.98%。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂, 采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素, 获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%, 铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%, 锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%, 硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标; 铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

高岭土尾矿中低品位铅锌硫化矿捕收-抑制-再活化浮选研究

对高岭土尾矿所含低品位铅锌硫化矿进行了分别回收铅、锌、硫精矿的浮选分离研究。采用捕收-抑制-再活化浮选工艺流程获得了铅品位和回收率分别为69.32%、75.95%的铅精矿, 锌品位和回收率分别为59.23%、82.53%的锌精矿以及硫品位和回收率分别为52.52%、70.22%的硫精矿。     

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。     

云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究

对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。     

云南某高硫铅锌多金属矿选矿试验研究

对云南某高硫铅锌矿进行了工艺矿物学研究,并据此制定了选矿试验原则流程。对铅、锌浮选的药剂制度进行了详细研究,按研究确定的闭路试验流程进行了全流程试验,获得铅品位为43.15%、回收率为73.37%的铅精矿,锌品位为47.25%、回收率为84.94%的锌精矿,硫品位为48.10%、回收率为74.05%的硫精矿。研究还表明,铜在铅、锌精矿中的品位均较低,分别为1.57%和1.30%,但达到了铅、锌精矿冶炼综合回收铜所要求的品位;回收率分别为23.66%和28.69%,总回收率为52.35%。     

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。     

西藏某高硫铜铅锌硫化矿浮选试验研究

西藏某铜铅锌硫多金属硫化矿,矿物嵌布粒度细、共生关系复杂,且含硫量较高。采用铜铅混合浮选→铜铅分离→尾矿抑硫浮锌浮选工艺流程。最终获得铜精矿铜品位28.22%、回收率85.29%,铅精矿铅品位57.49%、回收率85.61%,锌精矿锌品位44.17%、回收率62.96%,银在铜、铅精矿中的总回收率达到89.7%,实现了矿物的综合回收。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

会泽铅锌矿伴生稀散金属锗的选矿富集行为分析

会泽铅锌矿为特高品位富锗银铅锌多金属矿,伴生稀散金属锗的赋存状态可能以类质同象的形式进入矿物的晶格、吸附形式存在于有机质中和以独立矿物的形式存在,锗主要赋存在锌矿物中,闪锌矿、硅锌矿、菱锌矿中的锗合计占总锗的95.72%。在选矿生产中,锗主要富集在锌精矿中,锌精矿中锌的回收率为94.65%,但锗回收率为78.89%,锌矿物中的锗并不完全随锌矿物得到选矿富集,部分锗与锌矿物发生了分离。选矿工艺及浮选药剂制度对伴生锗的回收有较大影响,会泽铅锌矿在研究提高铅、锌主金属矿物回收的同时,更需优化选矿工艺及浮选药剂制度兼顾伴生锗的综合回收。     

低碱度下高硫铅锌矿的无钙浮选分离工艺研究

为了解决高硫铅锌矿分离时石灰用量大的问题,结合工艺矿物学,对云南某高硫铅锌矿进行了选矿试验研究。试验结果表明,在低碱度的情况下(pH值=9)采用LY-2可以较好地抑制黄铁矿。闭路试验可获得铅精矿含铅61.13%,铅回收率88.40%,铅硫分离铅作业回收率91.75%,硫精矿含铅1.66%,含锌2.76%,铅回收率7.95%,锌回收率5.19%,实现了铅硫的高效分离,对该类矿山的开发提供新思路。     

某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究

对青海某地低品位铜铅锌银矿体进行了选矿试验研究。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0.16%、含铅2.60%、含锌3.84%、含银61 g/t的试样中获得含铜16.37%、铜回收率为49.07%、含银1 231 g/t、银回收率为9.67%的铜精矿, 含铅55.06%、铅回收率为86.81%、含银769 g/t、银回收率为51.69%的铅精矿和含锌46.80%、锌回收率为81.65%、含银206 g/t、银回收率为22.64%的锌精矿, 铜精矿、铅精矿和锌精矿中银的总回收率为84.00%。     

难选多金属硫化矿的综合回收

对广东阳春硫铁矿多金属难选混合矿石进行了浮选试验研究, 提出了与常规硫化矿优先浮选(抑硫浮铅锌)流程不同的流程方案, 即优先浮硫, 再浮铅、浮锌, 并通过药剂的选择及用量试验研究, 获得了硫、铅、锌单独产品, 并使大部分银富集在铅、锌精矿中, 有效地综合回收了铅、锌、银、硫。     

某含金多金属硫化矿尼尔森选金试验研究

针对某多金属矿的特点,应用尼尔森选矿技术进行了粗粒金预先回收工艺技术条件试验,及有无尼尔森选金作业全流程闭路对比试验。试验结果表明,尼尔森选金全流程试验金总回收率为84.32%,较无尼尔森选金工艺高2.24个百分点,金精矿中金回收率达到了28.19%,冶炼收金效率较低的铅锌混合精矿中金回收率显著下降24.27个百分点,为提高最终金回收率创造了条件。增加尼尔森选金作业对铜精矿、铅锌混合精矿、硫精矿的品位和回收率指标（除含金指标）几乎没有影响。     

从凡口铅锌矿尾矿中回收硫精矿的研究

针对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿特征，采用0．074mm细筛分级、摇床重选，使40％的脉石矿物抛尾，减轻了后续磨矿和浮选成本，同时富集了硫、铅、锌、银、镓、锗等有价元素。通过控制加入硫化钠的用量和时间，改善了硫精矿的浮选条件，得到了一种新的从铅锌尾矿中综合回收硫精矿的工艺流程。小型试验结果表明，尾矿经细筛分级、重选和浮选后，得到了含硫35．7％，总回收率为63．5％的硫精矿产品。     

青海某高硫高铁铅锌硫化矿选矿试验

青海某铅锌硫化矿中矿物间共生包裹关系复杂,主要硫化物磁黄铁矿占金属矿物总量的51%,锌以铁闪锌矿形式存在,锌硫分离难度较大。试验采用铅锌硫依次浮选流程,小型闭路试验获得铅品位51.58%,回收率89.98%的铅精矿和锌品位42.74%,回收率81.81%的锌精矿以及硫品位35.70%,回收率72.72%的硫精矿,试验指标较为理想。     

云南某硫化铅锌矿工艺矿物学及选矿试验研究

针对云南某硫化铅锌矿,方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮-混合粗精矿再磨-铅硫分选-锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%,Pb回收率87.51%,含锌3.89%的铅精矿;锌1,锌2合计Zn品位54.74%,Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%,Fe回收率78.26%硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。     

复杂高铅低铁硫化锌精矿氧压浸出

以选矿尾矿经二次选矿获得的铅锌混合精矿为主要研究对象,针对其含铅高、铁较低的特点。对比研究了不同硫化锌精矿的氧压浸出效果,分析了高铅低铁硫化锌精矿的氧压浸出行为。结果表明,低铁锌精矿需在二段补加5 g/L的铁传递氧,锌浸出率达99%以上,铜浸出率约90%。铁大多以二价铁的形式随锌进入到浸出液,少部分入渣,以黄铁矿的形式存在,并有少量的铁氧化物;铅、银、硅沉淀入渣并在渣中富集,浸出渣可实现铅、银等有价金属的回收,精矿中的硫主要以单质硫的形式入渣。在两段氧压逆流浸出中,二段浸出液中铜会沉淀进入一段渣,在系统里循环累积,直至平衡,终渣含铜0.16%,一段浸出液含铜1.00 g/L,具有较高回收价值。