某铜铅锌矿工艺矿物学及选矿试验研究

某铜铅锌矿具有矿石嵌布关系复杂、嵌布粒度不均匀的特点,属于难选的复杂多金属硫化矿。该矿石中主要的回收对象为黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,其铜、铅、锌的品位分别为0.20%、0.78%和1.64%。通过系统的工艺矿物学研究,全面地了解了该铜铅锌矿的矿石性质。最终确定采用"铜铅部分混合浮选—选铜铅尾矿活化选锌"的原则工艺流程。获得了含铜6.01%,回收率为77.54%,含铅21.26%,回收率达到88.85%的铜铅精矿;及含锌44.27%,回收率达到74.75%的锌精矿。金、银大部分富集在铜铅精矿中。含金、银分别为37.27 g/t、1539.50 g/t,较好地实现了铜、铅、锌、金、银有价元素的综合回收。     

某伴生金硫化铅锌矿浮选试验研究

云南伴生金硫化铅锌矿,其有用矿物嵌布关系复杂,不同种类矿石之间相互侵蚀包含,造成了浮选过程中有价金属富集困难,试验针对其特殊的矿物组成和矿石结构特征,开发出金铅硫混合浮选—金铅与硫砷分离—浮锌的工艺流程,采用金的高效活化剂SA及组合捕收剂DA-1、丁基黄药和乙基黄药进行金铅硫混合浮选,然后采用CaO在高碱度下进行金砷分离。在其原矿含金4.2 g/t、铅1.09%、锌0.42%的条件下,得到含金157.29 g/t、铅55.84%的混合含金铅精矿和含金33.58 g/t的硫砷精矿、含锌44.01%锌精矿,其中金、铅和锌的回收率分别为90.03%、86.58%和80.65%的良好选矿指标。本研究为同类型复杂含金硫化矿浮选提供了有用借鉴。     

江西某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿工艺矿物学研究表明,矿石中有用矿物种类多、结构构造复杂、嵌布粒度细、分选难度极大。针对该矿石特点,采用铜铅混合浮选—铜铅分离—尾矿选锌的工艺流程,在原矿含铜0.20%、铅0.78%、锌1.64%、金1.60 g/t、银65 g/t的条件下,最终可获得含铜20.12%、铜回收率72.32%、含金79.27 g/t、金回收率40.61%、含银3 488.93g/t、银回收率为41.73%的铜精矿,以及含铅50.26%、铅回收率86.69%、含金28.46 g/t、金回收率27.29%、含银1 720.75g/t、银回收率为38.53%的铅精矿和含锌51.20%、锌回收率为83.64%的锌精矿。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性,采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程,可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%,铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%,铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%,锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想,为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。     

某含铜铅锌矿矿石工艺矿物学及选矿试验研究

某含铜铅锌矿具有矿石嵌布关系复杂、嵌布粒度不均匀的特点,属于难选的复杂多金属硫化矿。该矿石中主要的回收对象为黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,其铜、铅、锌的品位分别为0.20 %、0.78 %和1.64 %。通过系统的工艺矿物学研究,全面地了解了该铜铅锌矿的矿石性质。最终确定采用“铜铅部分混合浮选-选铜铅尾矿活化选锌”的原则工艺流程。获得了含铜6.01 %,回收率为77.54 %,含铅21.26 %,回收率达到88.85 %铜铅精矿;锌精矿含锌44.27 %,回收率达到74.75 %。贵价金属金、银大部分富集在铜铅精矿中。含金、银分别为37.27 g/t、1 539.50 g/t的选别指标。较好的实现了铜、铅、锌、金、银有价元素的综合回收。     

某多金属硫化物石英脉型金矿浮选试验

某含铜铅多金属复杂原生金矿具有嵌布粒度细、载金矿物复杂多样、脉石矿物易泥化等特点，为实现 该金矿的综合利用，采用浮选载金硫化矿物的选矿工艺来实现金的预富集。矿石性质研究结果表明，该多金属硫 化物石英脉型金矿中主要有价元素为 Au，品位为 7.06 g/t，银、铅、铜的含量分别为 24.30 g/t、1.189%、0.288%；试样中 的铜以原生和次生硫化铜为主，占总铜的 86.81%；铅主要以硫化铅的形式存在，含量为 79.06%；裸露金及硫化物中 的金占总金的 94.76%。浮选试验结果表明，在磨矿细度-0.074 mm 占 60% 时，采用试验确定的最佳浮选药剂制度， 经过 1 粗 2 精 2 扫闭路浮选流程，可获得金品位 220.72 g/t、银品位 829.95 g/t，金回收率 76.91% 和银回收率 84.02% 的 含金铜铅混合精矿，此时铜品位 9.334%、回收率 79.73%，铅品位 34.322%、回收率 71.01%；此外，还获得了硫品位 26.20%、回收率 78.90% 的硫精矿产品，选矿指标良好，实现了矿石中有价元素金、银、铜、铅、硫的综合回收。     

青海某含铜多金属硫化矿石选矿试验

青海某含铜多金属硫化矿石铜、铅、锌、金、银含量分别为1.82%、1.87%、1.78%、0.44 g/t和55.00 g/t,属于典型的含金银高铜低铅锌多金属硫化矿石。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%、铜铅混合精选1尾矿与扫选精矿合并再磨细度为-0.037 mm占80%的情况下,采用1粗2精1扫铜铅混合浮选、中矿再磨后1粗1精1扫铜铅混浮、铜铅混浮精矿1粗2精1扫抑铅浮铜铜铅分离、铜扫选尾矿1粗1精1扫选铅、1粗3精1扫抑硫浮锌、其余中矿顺序返回流程处理矿石,最终获得铜品位为26.44%、含铅3.93%、含锌3.88%、铜回收率为91.46%的铜精矿,铅品位为58.17%、含铜0.60%、含锌5.82%、铅回收率为62.16%的铅精矿,以及锌品位为50.48%、含铜1.95%、含铅2.63%、锌回收率为70.46%的锌精矿,矿石中的金、银高效富集在铜精矿和铅精矿中。     

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。     

某铜铅锌矿清洁浮选技术研究

对某嵌布粒度不均匀的铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜铅混选-铜铅分离-尾矿选锌的浮选工艺流程,采用硫化钠作铜铅分离调整剂,可得到含铜19.87%、铜回收率83.46%的铜精矿,含铅54.19%、铅回收率83.57%的铅精矿和含锌52.57%、锌回收率89.39%的锌精矿。矿石中的伴生银大多富集于各浮选精矿中,银在铜、铅和锌精矿中的含量分别为165.2,537.6和15.1 g/t,银总回收率77.19%。各有价金属都得到了很好地回收。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中，为提高钒浸出率，往往会在焙烧阶段添加添加剂，而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况，以PVC废塑料为添加剂，进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料，在升温速率为10 ℃/min，焙烧温度为800 ℃，焙烧时间为60 min，焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%，液固比为1.5 mL/g，浸出温度为95 ℃，浸出时间为4 h情况下，钒浸出率可达92.60%，与空白焙烧-酸浸工艺相比，钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后，石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高，说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构，促进后续酸浸过程中钒的浸出，但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此，在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料，可改善钒的浸出效果，降低钒的浸出成本，实现PVC废塑料的综合利用，经济效益和环境效益显著。     

含铜金精矿铅盐预处理浸金技术研究

为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

内蒙古铜金矿综合回收技术研究

内蒙古铜金矿中含有铜、铅、锌、硫等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该矿石进行了综合回收试验研究.采用尼尔森选矿机回收粗粒金-浮选分离-精矿再磨-浸金工艺流程,浮选分离以CFS+石灰为硫铁矿的高效抑制剂,经阶段磨矿后选别可获得铜品位21.87%、回收率90.27%的铜精矿;硫品位44.33%、回收率85.76%的硫精矿...     

内蒙古某低品位铜铅锌矿石中金银回收工艺研究

在对内蒙古某低品位铜铅锌矿石工艺矿物学研究的基础上,结合矿石中主要有价组分--金银的计价结算体系,确立了将金银富集到铜铅精矿中的流程思路,进行了铜铅混合浮选、后选锌、再铜铅分离流程的工艺技术条件研究,采用试验确定的磨矿、1粗2扫1精铜铅混浮、磨矿、2次混合精选、1粗1扫1精铜铅分离、1粗2扫4精浮锌、中矿顺序返回闭路流程,可以获得金回收率达85.92%、银回收率达50.99%的铜精矿和金回收率达5.50%、银回收率达17.49%的铅精矿,金总回收率高达91.42%、银总回收率高达68.48%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

高氰高碱条件下从氰化尾渣中综合回收金银铅锌的研究与应用

青海某金矿氰化车间产生的氰化尾渣中,含有金、银、铅、锌等有价元素,其中金品位2.68g/t,银品位28.76g/t,铅品位1.27%左右,锌品位1.05%左右,均具有较高的回收利用价值。利用浮选工艺,在高氰高碱度介质中,在对氰化尾渣进行擦洗性磨矿,破坏金属矿物被氧化的矿物表面后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选流程,最终获得了铅+锌品位33.45%、金品位16.26g/t、银品位332.84g/t的浮选精矿,同时氰化尾渣中的砷被抑制,精矿中的砷品位仅为0.35%,实现了资源的综合回收。     

某氰化尾矿综合回收铜铅的试验研究

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程,对山东某黄金氰化厂氰化尾矿进行了实验室试验研究,结果表明:铅浮选采用一粗两扫三精的选别流程,选用水玻璃分散矿泥,硫酸锌抑制闪锌矿,异戊基黄药与乙硫氮作捕收剂,可取得铅回收率、品位分别为76.51%、43.28%的合格铅精矿;铜浮选采用一粗两扫两精的选别流程,选用脱药剂A、活化剂硫酸铜和B,捕收剂丁基铵黑药和Z-200号,可获得铜回收率、品位分别为62.03%、18.02%的合格铜精矿。     

某低品位多金属金矿综合回收试验研究

某低品位多金属金矿中含有金、银、铅、铁等多种有价元素,有用矿物嵌布关系复杂且粒度较细,含量较低但综合利用价值较高。原矿在磨矿细度-0.074mm含量60%、捕收剂丁黄药和丁铵黑药用量分别为64g/t、13g/t的条件下进行混合浮选,获得金、银、铅混合精矿。混合精矿在pH值为11、矿浆浓度40%、氰化钠用量5kg/t、浸出时间36h的条件下进行氰化浸出获得金、银,对原矿金、银回收率分别为67.24%、38.30%。浸渣在抑制剂氧化钙用量1500g/t、捕收剂乙硫氮和丁铵黑药用量分别为40g/t、10g/t的条件下进行浮铅试验,获得了对原矿铅品位45.32%、回收率53.98%的铅精矿和对原矿回收率为3.16%、5.07%的金、银,金、银总回收率分别为70.40%、43.37%。混合浮选尾矿在磁场强度为111kA/m的条件下,通过一段粗选一段精选,获得了铁品位56.30%、回收率12.76%的铁精矿。采用此工艺综合回收了有价金属,获得了较好的选别指标,为该矿的开发利用提供了重要依据。     

某低品位氧化型金矿可选性试验研究

该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。