滇东北某高硫铅锌矿流程优化试验研究

针对滇东北某铅锌选厂产出铅精矿含锌和硫精矿含铅、锌较高的问题,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了流程优化试验研究。结果表明,该矿石矿物种类复杂,其中方铅矿、闪锌矿的粒度嵌布 极不均匀,现场采用“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨选工艺流程,嵌布粒度较细的方铅矿、闪锌矿、黄铁矿得不到充分单体解离。本研究提出采用“阶段磨矿、阶段 选别”工艺进行流程优化,对铅硫混合精矿再磨再选,在铅硫混合精矿再磨细度为-0.045 mm占70%的条件下,得到Pb品位为61.89%、Pb回收率为85.43%的铅精矿及Zn品位为49.05%、Zn回收率为93.91%的锌精矿。与优 化前相比,铅精矿中Pb品位提高1.57个百分点,同时Zn含量下降1.35个百分点,硫精矿中Pb、Zn含量均有所降低,锌精矿中Zn的回收率提高2.43个百分点。目前,现场依据优化工艺完成了选厂改造,采用立式螺旋搅 拌磨机进行二段磨矿,生产运营良好,较之前生产指标有一定提高。     

立式螺旋搅拌磨机在某硫精矿再选中的应用

某硫精矿中损失的铅、锌金属主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,且方铅矿及闪锌矿的嵌布粒度细、单体解离度低,选别回收相对困难。采用抑硫浮选铅锌混合精矿的工艺流程,并通过立式螺旋搅拌磨机与水力旋流器分级构成的闭路循环对混合粗精矿进行再磨,磨矿细度达到-45μm含量占94.91%,再经3次精选,获得了铅品位11.01%、锌品位42.29%及铅回收率33.03%、锌回收率57.53%的铅锌混合精矿,硫精矿中杂质铅、锌含量之和从2.50%降低到了1.28%。通过进一步提高入选硫精矿的矿浆质量分数,并对立式螺旋搅拌磨机的操作和磨矿介质进行优化,可获得更好的选矿技术指标。     

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。     

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。     

经铜离子活化后的某铅锌硫混合精矿中闪锌矿的浮选分离研究

针对经铜离子活化后含有大量捕收剂和起泡剂的某铅锌硫混合硫化矿精矿, 采用方铅矿和黄铁矿混浮、抑制闪锌矿的部分混合浮选工艺, 在活性炭脱药、硫化钠和硫酸锌联合抑锌的药剂制度下, 实现了闪锌矿从硫酸铜活化后的铅锌硫混合精矿中的有效分离。对于铅、锌品位分别为9.32%和20.01%的原矿, 闭路试验分离出了锌品位为36.04%、回收率为89.41%的锌精矿。     

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%。     

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。     

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。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

国内某矽卡岩型铜铅锌多金属硫化矿石主要呈浸染状、星散状、星点状以及细脉状构造。主要有用金属矿物为方铅矿、闪锌矿,其次黄铜矿。方铅矿主要呈他形粒状和不规则状产出,粒径一般为0.01~1.8 mm;闪锌矿呈他形粒状和不规则状产出,粒径一般为0.01~1.2 mm;黄铜矿多呈不规则状或他形粒状产出,粒径一般为0.01~0.3 mm。为高效开发利用该矿石,采用铜铅混合浮选—铜铅分离—混合浮选尾矿浮锌流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明:(1)石灰、水玻璃、硫酸锌与碳酸钠组合可以削弱闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿及硅酸盐脉石矿物的可浮性,较好地实现铜铅混合浮选;铜铅混合精矿经活性炭脱药后,以重铬酸钾+水玻璃+CMC为组合抑制剂抑铅浮铜,能够有效分离铜铅;以硫酸铜为锌矿物活化剂、石灰为硫抑制剂可高效浮锌。(2)试验采用1粗1精1扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗2精2扫浮锌、中矿顺序返回流程处理矿石,可获得铜品位为20.08%、铜回收率为46.34%的铜精矿,铅品位为47.89%、铅回收率为82.72%的铅精矿,以及锌品位为42.98%、锌回收率为93.03%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌综合回收。     

某铅锌尾矿综合回收铅锌硫的生产实践

甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。     

广西河池某铅锑锌多金属硫化矿选矿试验研究

广西河池某铅锑锌多金属硫化矿主要有价元素铅、锑、锌品位分别为1.18%、1.10%、2.12%,均主要以硫化矿的形式存在,并可伴随回收银、金,综合利用价值较高。为合理开发利用该矿石,采用铅锑混合浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离的部分混浮工艺流程进行选矿试验。结果表明,在条件试验确定的最佳药剂制度下,原矿磨矿至-0.074 mm占72.97%,经1粗2精2扫铅锑混合浮选—1粗1精2扫锌硫混合浮选—1粗1精1扫锌硫分离浮选闭路流程选别,可获得铅品位30.91%、锑品位28.45%、含银843.79g/t,铅回收率87.47%、锑回收率86.12%、银回收率83.54%的铅锑精矿和锌品位53.26%,锌回收率87.19%的锌精矿及硫品位38.52%、硫回收率31.93%、含金12.98 g/t、金回收率74.71%的硫精矿,实现了铅、锑、锌、硫及银、金的高效回收,为该矿石资源的综合利用提供技术参考。     

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。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿，对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下，分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺，浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%，铜品位0.84%、铜回收率34.62%，铅品位62.78%、铅回收率89.42%，锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅分离浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差。矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难。对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:(1)铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;(2)采用重铬酸钾+LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;(3)原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)—1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)—1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标。该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考。     

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%。     

内蒙古某高硫铅锌矿铅锌浮选分离试验研究

内蒙古某铅锌多金属矿石矿物种类较多,主要的有色金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿和毒砂,选用优先浮选工艺流程对其进行铅、锌浮选研究。选用石灰作为调整剂以及黄铁矿和毒砂的抑制剂,氯化钠和硫酸锌作为毒砂和闪锌矿的抑制剂,乙硫氮作为铅浮选捕收剂,经1粗2精2扫优先选铅,然后采用硫酸铜作为活化剂,丁基黄药作为锌浮选捕收剂对选铅尾矿经1粗2精2扫选锌。最终,获得铅品位为48.70%、回收率为91.80%的铅精矿,以及锌品位为41.43%、回收率为82.57%的锌精矿。     

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。     

提高尤溪铅锌矿选矿指标的研究

尤溪铅锌矿矿石性质复杂、高硫,闪锌矿、方铅矿与脉石嵌布关系密切。根据矿石性质,通过优化药剂制度,改造与优化浮选流程结构,将优先浮选工艺流程改为部分优先部分混合浮选流程,成功地实现了低碱条件下,方铅矿与闪锌矿的高效分选,提高了精矿指标,优化了产品结构,同时降低了浮选药剂成本。与改进前相比,改进后的工艺流程及药剂制度获得的铅精矿品位提高了2.33%;锌精矿中锌品位提高了2.01%,回收率提高了1.83%,有效的降低了尾矿中铅、锌金属的损失,特别是锌金属的损失。同时选锌尾矿可进一步选硫,增加了硫精矿产品,生产优质硫精矿,提高硫精矿回收率。该工艺为同类型多金属矿山综合回收矿产资源提供新的有效途径,具有一定的推广价值。     

某高炭高硫难选铅锌矿选矿工艺研究

针对某高炭高硫铅锌矿石,采用优先浮铅—锌硫混浮—锌硫分离的浮选工艺和新型的捕收剂OZ,通过闭路试验,获得了铅精矿Pb品位50.43%,Pb回收率83.65%;锌精矿Zn品位51.76%,Zn回收率90.22%;硫精矿S品位47.82%,S回收率66.49%的试验结果。