云南兰坪某氧化铅锌矿的利用试验

<正> (一) 矿石性质矿样取自云南省兰坪县某铅锌矿。矿石中锌矿物以闪锌矿为主,其次为菱锌矿、铁菱锌矿、水锌矿、异极矿及黑锌锰矿等;铅矿物有方铅矿、白铅矿、铅矾、铅硬锰矿以及磷氯铅矿;铁矿物有黄铁矿及褐铁矿等,含量较少;脉石矿物以方解石、石英为主,白云石、高岭土次之。     

从矿石中浮选铅矿物时浮选剂的作用

硫化矿物中方铅矿和黄铁矿最常见,闪锌矿、辉铜矿和铜兰较少。氧化矿中分布最广的为白铅矿和铅矾,亦常遇到锌、铁、锰的氧化矿物,铅铁矾不多。矿物在矿石中呈细粒嵌布,40～60％的方铅矿、铅矾和白铅矿粒度小于20微米,该粒级的闪锌矿和黄铁矿含量达80％。     

会泽铅锌矿深部矿体工艺矿物学研究

通过合泽铅锌矿深部矿体矿石的工艺矿物学研究，查明矿物组成、主要矿物的嵌布特征以及铅、锌元意的赋存状态，阐明影响选矿工艺的矿物学因素。会泽铅锌矿深部矿体混合矿中，铅、锌矿物既有硫化物又有碳酸盐，脉石也为碳酸盐矿物。闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、菱锌矿、白铅矿占总矿物量的72．15％。为提高矿石中铅、锌选矿回收率，矿石分阶段细磨，还应强化对矿石中菱锌矿及白铅矿的回收。     

铅、锌氧化矿浮选工艺研究述评

一、概况铅、锌氧化矿石的种类很多,通常回收的氧化铅矿物以白铅矿(PbCO_3)、铅矾(PbSO_4)等为主;回收的氧化锌矿物以菱锌矿(ZnCO_3)、异极矿(ZnSiO_2Zn(OH)_2)、水锌矿nCO_3Zn(OH)_2)等最为常见。对于上述氧化铅、锌矿的浮选,一般采用三种浮选方法,即:(1)脂肪酸及其皂类     

增加产品品种提高选矿指标

<正> 我矿矿床赋存于灯影矽质白云岩中。矿石中主要有用矿物是闪锌矿和方铅矿。还有异极矿和少量菱锌矿、镉闪锌矿、白铅矿、铅钒等;脉石矿物以碳酸盐为主,次为石英、云母类矿物、粘土及风化硅酸盐矿物、绿泥石类矿物、铁的氧化物和氢氧化物等。锌矿物为粗粒极不均匀嵌布,铅矿物属细粒极不均匀嵌布。较多的方铅矿以极细的乳浊状嵌布在闪锌矿中,原矿含镉较高,镉闪锌矿极易浮游,铅锌分离极为困难,铅回收率偏低。1970年投产以来,选矿厂磨浮流程经多次改革形成如图所示的流程。     

改革药剂制度 提高选矿指标

<正> 我厂处理原矿为矽化较深的矽质白云石。主要有用金属矿物:铅矿物以方铅矿、白铅矿为主,次为铅矾矿。锌矿物以菱锌矿、异极矿为主,次为闪锌矿。脉石矿物以白云石、石英为主,次为重晶石、萤石等。人选原矿含铅10～16％,铅氧化率50～55％;含锌3～5％,锌氧化率70～75％,为铅高锌低的铅锌氧化矿石。采用先硫后氧浮选流程生产硫化铅精矿与氧化铅精矿两种产品。锌由于氧化率较高,目前尚未进行回收,弃之于尾矿。硫化铅浮选药剂有碳酸钠、硫酸锌、丁基黄药、二号油。氧化铅浮选药剂原有碳酸钠、硫酸锌、水玻璃、硫化钠、丁基黄药与二号油,用量见表1。     

东南亚某地铅锌尾矿工艺矿物学研究

对东南亚某地铅锌尾矿的矿物组成、粒度组成特征、主要有价矿物在矿石中的赋存状态进行了考查.研究结果表明:矿石中锌矿物以闪锌矿为主且嵌布粒度均匀,锌能取得较好的选别指标;铅矿物以白铅矿及铅矾的形式存在且嵌布粒度微细,难以取得较高的技术指标;铜、银、硫应考虑综合回收.     

西南某高铁银铅锌氧化矿浮选试验研究

西南某高铁银铅锌氧化矿主要矿物为白铅矿、铅铁矾、菱锌矿、异极矿、褐铁矿,银以类质同象形式赋存于铅矿物中。试验采用新型AF药剂对铅和银同时浮选,取得铅品位42%、含银1 460 g/t、铅回收率70%、银回收率达77%的银铅精矿。在浮选氧化锌时采用一项新的氧化锌浮选技术,不脱泥直接加新型LW51捕收剂,得到锌精矿品位20.15%、锌回收率63.92%。此选别工艺可有效处理该地区高铁银铅锌氧化矿石。     

云南兰坪氧化铅锌矿工艺矿物学研究

以兰坪金鼎矿区氧化铅锌矿为研究对象，采用化学分析、物相分析、X射线衍射分析、偏光显微镜分析等方式，查明矿石的结构构造、元素组成、矿物组成及含量、目的矿物的嵌布特征，目的矿物与其它矿物的共生关系，目的元素（铅、锌）的赋存状态。工艺矿物学研究结果表明，原矿中有用矿物为铅矿物和锌矿物，其中Pb品位为1.26%，Zn 品位为8.40%。矿石中铅主要赋存在白铅矿、方铅矿中；锌主要赋存在菱锌矿、异极矿及闪锌矿中；脉石矿物主要为方解石、石英、白云母、黄铁矿（白铁矿）等。铅锌矿物种类较多且与其它矿物的共生关系较为复杂，易泥化、易过粉碎的缺点将会严重影响铅锌品位和回收率指标。鉴于此，宜采用分段浮选，先选铅，脱泥后再选锌，该研究结果可以为兰坪氧化铅锌矿浮选工艺流程改造和合理开发利用氧化铅锌资源提供科学依据。     

甘肃某硫化铅锌矿无碱度浮选试验研究

甘肃某硫化铅锌矿石为热液型铅锌矿，其中含铅 16.55%，含锌 13.24%，含铅矿物主要为方铅矿，此外 含少量白铅矿；含锌矿物主要为闪锌矿；脉石矿物主要为石英和碳酸盐矿物。为高效开发利用该矿石，进行了系统 的浮选试验研究，确定采用优先浮选工艺流程，即优先浮选铅矿物，浮铅尾矿经活化后再浮选锌矿物。试验结果表 明：在自然 pH（无碱）条件下，磨矿细度-0.074 mm 占 70%，以硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物的抑制剂、乙基黄药+乙硫 氮为铅矿物的捕收剂，经 1 粗 2 精 3 扫选铅，获得铅品位 66.45%、回收率为 84.58% 的铅精矿；浮铅尾矿在以硫酸铜 为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂的条件下，经 1 粗 2 精 2 扫选锌，获得锌品位为 59.72%、回收率为 87.57% 的锌精矿，实现了矿石中铅锌矿物的有效回收，为该矿石的工业开发奠定了基础。     

江西某复杂难选铅锌矿石工艺矿物学研究

采用矿物参数自动检测仪、扫描电子显微镜等对铅锌矿石的进行工艺矿物学研究。结果表明,矿石主要金属矿物以闪锌矿、方铅矿、黄铁矿等硫化物为主,脉石矿物以碳酸盐岩为主,矿物成分复杂增加了有价金属分离难度;矿石主要有用元素为铅、锌,含量分别为1.98%、3.27%,其中方铅矿中的铅占74.26%,闪锌矿中的锌占64.75%,金、银含量分别为0.3 g/t和73.5 g/t,矿石经济价值高;方铅矿、闪锌矿及黄铁矿嵌布粒度非常细,整体属于中细粒级范畴;-0.074 mm占21.45％条件下的原矿中,方铅矿、闪锌矿的解离度分别为54.8%和57.8%,连生关系复杂。根据不同磨矿细度下的解离度分析结果,建议采用的磨矿细度为-0.074 mm占83%,在该细度条件下,方铅矿和闪锌矿能够解离充分,解离度分别为83.1%和85.5%。根据该类型矿石的工艺矿物学特性,本文建议采用“依次浮选铅—锌—硫”的优先浮选工艺流程,依次得到铅、锌、硫精矿。     

高原环境对方铅矿闪锌矿原生电位浮选的影响

为了给原生电位浮选工艺在高原地区铅锌矿山的推广应用提供理论依据,考察了高原环境中方铅矿、闪锌矿单矿物在不同pH下分别以玛瑙球和钢球为磨矿介质时的原生矿浆电位和可浮性,并与平原地区进行了对比。根据考察结果得出以下结论：高原环境会改变两种矿物的原生矿浆电位,从而加大两种矿物的可浮性差异（方铅矿可浮性更好,闪锌矿可浮性更差）,因此两种矿物在高原环境中可获得比在平原环境中更好的原生电位浮选分离效果;无论是在高原地区还是在平原地区,钢球磨矿时由于铁离子会干扰原生矿浆电位,因而两种矿物原生电位浮选分离的效果都将比玛瑙球磨矿时差。随后进行的人工混合矿原生电位浮选分离试验证实了此结论。     

金顶氧化锌矿工艺矿物学特征及对工艺利用的影响

为开展云南兰坪金顶氧化锌矿的矿石可选性试验,进行了该矿的工艺矿物学研究。确定了矿石的矿物组成,其中主要的金属元素铅、锌分别赋存于红锌矿、菱锌矿、闪锌矿、氧化铅、方铅矿等矿物中。分类鉴定表明,可以对不同密度的矿物进行分类,但各种类矿物混杂严重,不能有效的分离,主要原因为矿物结晶差,嵌布粒度偏细,因此采用机械选矿方法选别效果差,而采用湿法冶金是该矿获得利用的较佳途径。     

锡铁山深部铅锌矿石工艺矿物学特征及其浮选性能

为高效利用锡铁山深部(-2 702 m)铅锌矿石资源,鉴于工艺矿物学对矿石浮选性能研究的重要指导作用,利用X射线衍射(XRD)分析仪和显微镜照相等测试分析技术,对该矿石进行了详尽的工艺矿物学研究,并探究了矿石的浮选特性。结果表明,矿石中金属矿物主要是黄铁矿,其次为闪锌矿和方铅矿,还可见少量的磁铁矿、褐铁矿、黄铜矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿,可综合回收的有价矿物为铅、锌、硫及伴生金银,脉石矿物则以透辉石居多,其次是石英、方解石、绿泥石;方铅矿和闪锌矿分别呈中-细粒及中粒嵌布特征,大部分有用矿物的嵌布粒度在74μm以上,对矿物之间的解离十分有利。浮选试验结果表明,在较粗的磨矿细度下,即可实现矿石中主金属铅锌的高效浮选,实验室利用现有生产工艺处理该矿石,可获得理想的选矿综合指标,试验结果可为生产现场进行深部矿石的选矿生产提供技术依据。     

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。     

某银多金属矿工艺矿物学及选矿试验结果

本论文针对某银多金属矿矿物组成种类繁多、矿石性质复杂、选矿难度大、选矿指标不理想等问题,开展了详细工艺矿物学研究,分析了原矿矿物组成、有价组分种类、矿石结构构造及赋存状态,并在此基础上报道了选矿试验研究结果。研究结果表明,该矿主要有价金属为铜铅锌银,主要金属矿物有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿及黄铁矿,银金属主要赋存于黄铜矿与方铅矿中,小型闭路试验成功实现该银铜铅锌多金属矿浮选分离富集,并获得了理想的选矿指标。     

磨矿过程硫化矿物表面电化学性质及其对浮选的影响

本文根据浮选电化学理论分析讨论了丁黄药和乙硫氮在方铅矿、闪锌矿及黄铁矿三种硫化矿物表面的电化学作用过程,分析了磨矿环境具有低电位还原气氛产生的原因。腐蚀电偶测定结果表明,磨球介质与硫化矿物之间、方铅矿与黄铁矿之间的原电池相互作用减弱了黄铁矿表面的捕收剂作用过程,有利于方铅矿与黄铁矿的浮选分离。浮选试验结果表明利用磨矿过程进行浮选的工艺有较大的优越性     

豫西低品位铅锌银多金属矿浮选试验研究

根据豫西某低品位铅锌银多金属矿的工艺矿物学特性,进行了浮选试验研究。矿石中主要金属硫化矿物为方铅矿、闪锌矿品位较低、相对嵌布粒度较粗,确定采用优先浮选工艺流程。粗选磨矿细度-0.074mm40%时,CaO作矿浆pH值调整剂直接加入磨机中,控制pH值在高碱条件下(pH=12.5),乙硫氮作为铅捕收剂,以Z-200作为锌捕收剂,同时在该浮选条件下使有价金属银尽可能的富集于铅精矿中,使其得到综合回收。获得的闭路试验指标为:铅精矿品位为60.35%,回收率85.28%,银品位928g/t,银回收率78.19%;锌精矿品位为50.16%,回收率70.86%。试验指标良好,选矿产品互含低。     

某高硫铅锌矿选矿生产工艺流程考查及改进措施研究

为挖掘某高硫铅锌矿选矿生产技术指标提升的方向及潜力,对入选原矿进行了化学成分、矿物组成、嵌布特征等矿石性质研究,测定了精矿产品及尾矿中主要目的矿物的单体解离度和粒度分布等。结果表明,矿石中目的矿物方铅矿、闪锌矿及黄铁矿的嵌布粒度粗细不均匀,且共生关系密切、包裹关系复杂,属于难解离矿石;精矿互含高是导致精矿质量不高及金属回收率低的主要因素,方铅矿损失的主要原因是单体解离不充分,闪锌矿损失的主要原因除单体解离不充分外,还受到浮选分离工艺的严重影响。并在此基础上,针对性地提出了降低选矿处理量、强化细磨分级、优化药剂制度、合理调整矿浆浓度等改进措施及建议,为提升选矿技术指标提供了技术参考。      

Effect of grinding media on zinc depression in a lead cleaner circuit

Laboratory testwork, investigating the effect of high chrome grinding media in a lead regrind application has on subsequent metallurgical performance, was conducted at a large silver–lead–zinc operation in Australia. The initial data showed that the use of a more inert grinding media could have increased zinc losses to the lead cleaner concentrate if careful attention was not paid to alloy selection.Diagnostic tests showed that iron hydroxide surface coatings generated by grinding media corrosion reactions are an effective depressant for sphalerite in this ore body, even though it is known that an excess of these coatings could depress both galena and sphalerite flotation. These tests demonstrated that a 1% chrome alloy produced the desired pulp chemical conditions to yield an increase in lead concentrate grade through the rejection of sphalerite from the lead circuit.A plant trial was conducted in one of the two parallel grinding/flotation trains, and data collected for statistical analysis. During the plant trial, pulp chemical surveys of the regrind circuit were also taken to compare the effect of grinding media on the cleaner one feed slurry pulp potentials, dissolved oxygen, pH, temperature and EDTA extractable iron.The statistical analysis showed clearly that the change to 1% chrome grinding media had a significant positive impact on improving galena/sphalerite selectivity during lead cleaner flotation and improved the lead concentrate grade. The improved metallurgical performance is explained in terms of modified pulp chemistry.