锌氧压浸出浮选硫精矿熔硫产能提升的实践

简要概述了丹霞冶炼厂熔硫系统的现状,详细介绍了锌氧压浸出湿法炼锌技术流程,重点分析了硫精矿硫品位低、硫化渣渣量高;硫精矿水分、酸及硫酸盐含量高,投矿起泡和结团;池温低、硫精矿熔化速度慢等问题,并结合实际提出了设备改造和工艺优化的解决措施,实现了硫精矿投入与产出的平衡,保障了工厂的正常运行。     

硫浮选工艺流程的改进与工艺条件优化

通过现场流程考察和分析,将硫浮选工艺流程由原来一粗一扫一精选改为二粗一扫一精,使硫粗选前三槽刮出泡沫直接进入硫精矿池,同时优化硫浮选工艺操作条件,制定相应生产操作卡片,不仅保证了硫精矿的质量,而且提升了硫浮选系统的处理能力,提高了硫的回收率,使硫浮选系统工艺指标基本达到设计要求(硫精矿品位36％,硫回收率46％)。     

西北某难处理金矿浮选--热压联合处理工艺的改进研究

高硫金精矿中的铁元素在热压预氧化反应过程中生成大量碱式硫酸铁，导致氧化渣氰化时石灰用量巨大，矿浆粘度急剧升高，流动性能变差，影响生产运行。对西北某金矿的浮选工艺进行调整，采用“一粗四扫”流程替换原来的“一粗、三精、两扫”流程，降低了金精矿的硫品位，金的浮选回收率得到一定程度的提高，再对低硫精矿进行热压预氧化-氰化试验，可以使石灰用量降低到正常范围内，获得的金氰化浸出率超过98%，该工艺为高硫金精矿的热压预氧化处理提供了良好的解决思路。     

氰化尾渣中微细粒低品位金回收技术研究与应用

针对某黄金生产企业氰化尾渣选硫生产过程中,微细粒低品位金无法回收利用造成资源浪费情况,开展系统试验研究。以现有氰化尾渣选硫系统为基础,以氰化尾渣及硫精矿为试验对象,进行金回收技术方案条件试验,最终形成氰化尾渣经现有选硫系统进行金、硫富集后,进行旋流器分级生产高金硫精矿和低金硫精矿技术方案。该技术方案成本低、易于工业化实施。现场改造后,产出金品位大于3.0 g/t、硫品位大于46.5%的高金硫精矿和硫品位大于46.5%的低金硫精矿2种产品,最大限度地提高了经济效益。     

水玻璃在粗锡精矿除硫浮选中的应用

某选厂精选系统处理粗锡精矿,存在硫精矿夹带锡品位及金属偏高等问题。结合该系统浮选流程近期仅添加活化剂硫酸铜、未添加其它调整剂的生产实际,开展了除硫浮选调整剂试验研究。试验中选择水玻璃效果较佳,硫精矿带锡品位降至0.4%以下,带锡金属率由1.01%下降至0.66%,锡精矿含硫品位由2.450%下降至2.250%,且对摇床选别指标的提升有促进作用。试验结果表明,将水玻璃应用在该精选流程中,取得了较好的效果。     

提高红透山铜矿选硫回收率实践

为满足硫精矿市场销售需求,红透山选矿厂将硫精矿生产品位由35%提高到42%,硫精矿品位提高后硫回收率有所降低。通过对红透山选矿厂选硫流程的考查分析,认为浮选时间减少是使回收率降低的主要原因,并提出的流程优化方案进行改造,将粗选的6台8m~3浮选机改为6台10m~3浮选机,二次扫选的4台10m~3浮选机增加为6台10m~3浮选机,改造后经一年的生产实践,硫回收率提高8.51个百分点,年创效益521余万元。     

某难选锌硫矿石选矿工艺研究

在对某矿石岩矿鉴定的基础上,针对其富含磁黄铁矿的矿石性质,选矿试验确定两种方案进行试验。一方案为单一浮选流程,产品为锌精矿和硫精矿(磁黄铁矿与黄铁矿);另一方案为浮-磁-浮流程,产品为锌精矿、硫精矿及磁黄铁矿。对比单一浮选流程和浮-磁-浮流程工艺及试验结果,确定选用单一浮选流程     

某铅锌矿磁选脱硫流程考查及工艺优化研究

青海某含磁黄铁矿铅锌矿现阶段使用：“铅优先浮选-铅尾矿磁选脱磁黄铁矿-磁选尾矿浓密后锌硫分离”原则工艺流程处理原矿矿石，由于现阶段磁选脱硫作业生产流程稳定性差、脱硫产品中重金属含量高致使硫精矿产品不合格，锌硫分离指标差，所以进行了磁选脱硫流程考查工作。通过分析磁选工艺流程、磨矿分级效率、磁精矿产品质量等确定了影响提高磁选脱硫作业效率的关键因素，并以此为依据对原有的磁选脱硫流程进行了工艺优化，工艺优化后的现场生产磁选脱硫作业产率由原有的11.51%提高至18.22%，降低了后续锌硫分离的难度，且磁精矿含Zn由优化改造前的0.74%下降至0.19%，达到了合格硫精矿的销售标准。     

铜硫混合矿的分选试验

本文介绍在银山矿铜硫选矿指标不稳定、铜在硫精矿中损失严重的情况下．作者用6种不同矿区、不同比例的矿样做了两种流程、10组闭路选矿试验，其中以低品位综合矿试验为代表，与现场铜硫系统的生产进行了对比分析，为选矿工艺的改进和提高技术指标提供依据。     

内蒙古某铅锌硫多金属矿工艺与设计探讨

内蒙古某铅锌硫多金属矿金属矿建设规模为1 000t/d。根据矿石性质及选矿试验,设计采用了二段破碎+一段筛分的破碎流程及优先浮选的选别流程,优先选铅再选锌最后选硫,最终精矿产品为铅精矿、锌精矿和硫精矿,金属银在铅精矿中回收。     

加纳共和国某高硫金精矿选冶工艺试验研究

对加纳共和国某高硫金精矿进行全浮选流程分选,并对浮选金精矿氰化浸金。试验结果表明:该矿石采用全浮选—氰化浸出流程处理,金总回收率达85.43%,硫回收率为91.90%;对金精矿进行氰化浸出,金浸出率在95%以上,银浸出率为45%。     

某含铜硫铁矿石综合回收试验研究

吉林市某含铜硫铁矿石硫品位为20.60%、铜品位为0.14%。采用常规浮选工艺流程获得的硫精矿硫品位35.61%、硫回收率97.79%,其中铜品位0.22%,可综合回收。综合回收试验结果表明:相比闭路选铜流程,开路选铜流程可获得更好的浮选指标,且生产应用效果较好,硫精矿硫品位34.88%、硫回收率96.90%,铜精矿铜品位13.09%、铜回收率61.05%,可为企业创造一定的经济效益。     

四川某高硫铜铅锌硫化矿选矿试验研究

对四川某复杂高硫铜铅锌矿进行了工艺矿物学研究后,采用部分混合浮选流程,铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿选锌,最终获得铜品位17.5%,回收率为51.80%的铜精矿,铅品位为60.10%、回收率为79.51%的铅精矿,锌品位为47.01%、回收率为78.64%的锌精矿,硫品位为38.92%、回收率为72.64%的硫精矿,同时铜铅分离生产验证试验取得良好指标。     

粗硫钴精矿精选的实验室研究

通过对粗硫钴精矿中硫和钴的赋存状态分析,认为用浮选方法来提高硫钴精矿产品质量是可行的,并在实验室完成了浮选条件试验和开路流程试验。开路流程试验表明：采用两次精选和一次扫选的开路流程,可获得硫品位３７．４３％、钴品位０．２９１％的硫钴精矿,作业回收率分别为７７．６０％、８７．０４％。推荐工业试验流程为三精一扫。     

含金银高硫微细粒铜锌矿石浮选工艺试验研究

某含金银高硫微细粒铜锌矿石中有用矿物粒度微细,黄铜矿与闪锌矿、方铅矿、毒砂关系密切,且硫高达21.44%。针对该矿石性质特点,试验探索了铜锌优先浮选、铜锌等可浮浮选、铜锌硫等可浮浮选、铜锌混浮—铜锌精矿再磨—铜锌分离、铜锌硫混浮—精矿再磨—铜锌硫分离等5种选别流程。试验结果表明:铜锌硫混浮—精矿再磨—铜锌硫分离流程适宜处理该矿石,其技术指标较好;同时,硫精矿(金银粗精矿)采用湿法工艺进行处理,也取得了良好的技术指标。     

滇东硫精矿锡硫分选试验研究

某选厂硫精矿锡含量高,为综合回收锡资源,对硫精矿进行锡-硫分离。采用新型硫捕收剂MA和再磨浮选流程能够较好地分离该硫精矿中的硫和锡,闭路试验可获得锡品位、回收率分别达到2.87%和76.80%的尾矿和硫品位、回收率分别达到37.81%和92.13%的硫精矿,对尾矿进一步摇床重选,获得锡品位31.24%,锡作业回收了68.14%的锡精矿,锡精矿相对于原矿的锡回收率为52.33%。     

高铅锑合金生产及其应用

一、高铅锑合金的生产概况广西大厂矿务局选矿厂在生产锡精矿的流程中产出一种脆硫铅锑精矿,该矿的组成复杂,是广西的一种独特资源,也是世界上极为罕见的矿物,其精矿的组分如下(%):     

选铜尾矿回收硫的工艺研究

针对某浮铜尾矿含硫高,回收后硫精矿品位和回收率偏低这一情况,进行了工艺流程优化试验研究。采用一粗一扫一精流程,最终使硫精矿中硫品位提高到47.87%,硫回收率达到88.56%,实现了硫的高效回收。     

某含金铜多金属矿石磨矿工艺优化试验研究

选矿厂设计中采用的磨矿分级数据，一般由实验室模拟生产获取，但由于设备差异较大，在平均粒级分布率相同的情况下，矿物粒度分布与实际生产契合度差，因此可依据实际生产情况进行不断优化。对某含金铜多金属矿石进行了实验室磨矿和生产磨矿方式对比试验。结果表明：采用生产磨矿方式，获得的含金铜精矿铜品位为16.82%、铜回收率为84.10%,铜回收率提高了1.30百分点；金品位提高到64.00 g/t、金回收率为67.25%,金回收率提高了6.80百分点。含金磁铁精矿和含金硫精矿不再磨，直接进行氰化浸出，获得的金浸出率分别为75.89%和60.67%,可取消根据实验室磨矿数据设计的含金磁铁精矿和含金硫精矿再磨工艺。研究结果为类似选矿厂优化流程结构及参数，提高流程稳定性，降低能耗，实施技术改造提供了理论依据。     

某含金铜多金属矿石磨矿工艺优化试验研究

选矿厂设计中采用的磨矿分级数据，一般由实验室模拟生产获取，但由于设备差异较大，在平均粒级分布率相同的情况下，矿物粒度分布与实际生产契合度差，因此可依据实际生产情况进行不断优化。对某含金铜多金属矿石进行了实验室磨矿和生产磨矿方式对比试验。结果表明：采用生产磨矿方式，获得的含金铜精矿铜品位为16.82%、铜回收率为84.10%,铜回收率提高了1.30百分点；金品位提高到64.00 g/t、金回收率为67.25%,金回收率提高了6.80百分点。含金磁铁精矿和含金硫精矿不再磨，直接进行氰化浸出，获得的金浸出率分别为75.89%和60.67%,可取消根据实验室磨矿数据设计的含金磁铁精矿和含金硫精矿再磨工艺。研究结果为类似选矿厂优化流程结构及参数，提高流程稳定性，降低能耗，实施技术改造提供了理论依据。