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。     

某镍钼矿浮选试验研究

研究了张家界某镍钼矿1段磨矿细度和粗浮药剂制度,简述了磨矿、浮选流程的确定。粗磨产品2粗3精浮选、再磨的中间精矿2次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,可以获得钼品位为2.21%、回收率为84.53%的钼精矿。用盐酸溶解钼精矿中的磷灰石,可获得钼品位为5.73%、作业回收率为93.34%的钼精矿。     

湖北某贫细钼矿石选矿试验

湖北某贫细钼矿石钼品位为0.129%,主要钼矿物辉钼矿以极细小片状或鳞片状单晶体形式分布在脉石矿物裂隙中,粒径约0.01 mm,属难解离钼矿石。为高效开发利用该矿石资源,采用阶段磨选流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一段磨矿、1粗1精2扫、中矿顺序返回（扫选1精矿返回一段磨矿）,一段闭路磨选精矿二段磨矿、1粗6精3扫、中矿顺序返回（精选1尾矿返回二段磨矿）闭路流程处理该试样,最终可获得Mo品位为51.08%、Mo回收率为85.92%的钼精矿。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

印度尼西亚某铅锌矿石浮选试验

印尼某铅锌矿石PbO和ZnO品位分别为3.87%、5.72%,铅、锌呈细粒浸染,分别主要以方铅矿、闪锌矿的形式存在,难以分离。为回收利用铅、锌,进行浮选试验。结果表明,采用D82作锌矿物抑制剂,3418A为铅矿物捕收剂,硫酸铜作锌浮选活化剂、丁基黄药作捕收剂,原矿经磨矿(-0.074 mm 82%)—1粗3精2扫优先浮选铅—1粗2精2扫选锌闭路流程选别,可获得铅精矿品位68.23%、回收率83.37%,锌精矿品位56.72%、回收率81.62%的良好指标。     

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。     

贵州织金某铅锌矿石浮选试验

贵州织金某低品位铅锌矿石铅品位1.50%,锌品位较低,仅0.92%,铅、锌主要以方铅矿和闪锌矿的形式存在,嵌布粒度较细,与脉石紧密共生。为合理开发利用该矿石,按优先浮选铅再选锌的原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 74%的条件下,以SN-9+丁胺黑药为铅浮选组合捕收剂,丁基黄药为锌浮选捕收剂,1粗1精抑锌浮铅—浮铅尾矿1粗2精1扫浮锌、中矿顺序返回的闭路试验可获得铅精矿品位49.21%、回收率89.38%,锌精矿品位44.67%、回收率62.82%的良好指标,实现了该矿石中铅、锌的回收利用。     

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。     

内蒙古某铅锌矿石选矿试验

内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位分别为1.62%、5.98%,伴生银品位为19.60 g/t,主要铅锌矿物方铅矿、闪锌矿嵌布粒度均较粗。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗2扫-粗精矿再磨后2次精选选铅、选铅尾矿1粗4精2扫选锌,中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铅品位为56.65%、铅回收率为83.85%、含银536.55 g/t、银回收率为65.70%的铅精矿,以及锌品位为47.74%、锌回收率为90.61%、含银44.66 g/t、银回收率为25.86%的锌精矿。试验确定的工艺流程可作为该矿石的合理开发利用流程。     

四川会东某铅锌矿石选矿工艺优化研究

四川会东某高泥铅锌矿石主要有价组分铅、锌、银含量分别为1.01%、6.30%、34.89 g/t,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主。由于现场浮铅时抑锌效果不理想,即使浮选工艺流程冗长,但铅、锌精矿指标仍不理想。试验引进新型、高效抑制剂XKY-02配合硫酸锌抑锌浮铅,再活化选锌,在磨矿细度为-200目占80%的情况下,采用1粗2精1扫浮选选铅、1粗1精1扫浮选选锌、中矿顺序返回流程处理矿石,获得了铅品位为55.77%、银品位为571.72 g/t、含锌6.70%、铅回收率为71.05%、银回收率为21.17%的铅精矿,以及锌品位为56.06%、银品位为244.87 g/t、含铅1.04%、锌回收率为92.59%、银回收率为72.99%的锌精矿。与现场工艺相比,铅、锌选矿工艺段数明显减少,但精矿指标明显改善。     

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。     

内蒙古某低品位铅锌硫化矿石铅锌浮选试验

内蒙古某低品位微细粒嵌布的难选铅锌硫化矿石铅品位为1.47%、锌品位为1.93%，为了确定该矿石的开发利用工艺，在进行系统工艺矿物学研究的基础上进行了铅锌浮选试验。结果表明：①矿石中的铅、锌均主要以硫化物相形式存在，主要金属矿物为铁闪锌矿、方铅矿，磁黄铁矿和黄铁矿含量较高；方铅矿与铁闪锌矿间以及与其他矿物间的共生关系密切，方铅矿呈中-微粒嵌布，粒度主要为0.64～0.01 mm，铁闪锌矿呈细-微粒嵌布，粒度主要为0.16～0.01 mm。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用1粗4精3扫流程选铅，选铅尾矿1粗4扫选锌，锌粗精矿再磨至-0.025 mm占90%情况下经4次精选，最终获得铅品位为52.23%、含锌3.18%、铅回收率为74.81%的铅精矿，锌品位为42.05%、含铅1.98%、锌回收率为85.83%的锌精矿，较好地实现了铅锌的分离与回收。     

青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究

青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石，导致生产不够稳定，选矿指标不理想。为解决此问题，采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下，采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石，获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t，铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿；锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%，锌回收率为97.88%的锌精矿；硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%，硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁，生产更稳定顺畅，电耗和药剂成本均有所下降，在铅、锌精矿质量指标相当的情况下，铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点，伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

辽宁某硫化钼矿选矿试验

为高效开发利用辽宁某钼矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,该资源为嵌布粒度微细的辉钼矿矿石资源,钼品位为0.217%,有综合回收价值的元素硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在;磨矿细度为-200目占67%的矿石经2粗2扫浮钼,钼粗精矿再磨至-400目占92.10%后经6次钼精选,钼扫选尾矿1粗1扫2精选硫,中矿顺序返回流程处理,最终获得了钼品位为49.43%、回收率为91.11%的钼精矿,硫品位为53.00%、回收率为73.03%的硫精矿,钼、硫回收指标理想,因此,试验确定的闭路试验流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿，硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低，并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下，采用一粗三精一扫，中矿按顺序返回的闭路流程，其中扫选不添加石灰，其他药剂减半，三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值，最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标，实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响，试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮，显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验，锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂，其分子头基有硫亲固原子，通过水解产生R-CSS^-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu²⁺和F...     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

某高硫铅锌矿石选矿试验

某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

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。