某复杂铜铅锌混合精矿选矿试验研究

云南某地生产的铜铅锌混合精矿含铜8.22%,含铅28.87%,含锌11.36%,对其采用对环境污染较小的药剂进行铜铅分离试验研究,使用铜铅分离不脱锌的流程,最终获得铜品位20.11%,铜回收率90.66%的铜精矿和铅品位45.91%,铅回收率96.56%,锌品位16.55%,锌回收率88.59%的铅锌混合精矿。     

云南某低品位铜铅锌硫化矿选矿工艺研究

云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。     

难选铜铅锌混合矿石选矿试验研究

针对某细粒嵌布、氧化程度较高的难选铜铅锌混合矿石,采用部分混合优先浮选,即铜铅混浮,再铜、铅分离,铜铅尾矿选锌的浮选工艺流程进行铜、铅、锌选别试验研究。其结果表明:在最佳条件下,闭路试验获得了铜品位38.63%、铜回收率42.53%的铜精矿,铅品位65.37%、铅回收率53.13%的铅精矿,锌品位57.79%、锌回收率30.85%的锌精矿,为多金属混合矿石的回收利用提供借鉴。     

云南某含大量磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

针对原矿中含大量磁黄铁矿的特点,先磁选脱出磁黄铁矿及其它强磁性矿物,再混合浮选方铅矿、黄铜矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿。铜铅混合精矿再进行铜铅分离;浮选尾矿重选回收锡石。该流程方案可获得较好的铜铅锌硫分选指标,其中铜精矿铜品位11.26%,回收率29.25%;铅精矿铅品位45.26%,回收率71.20%;锌精矿锌品位45.97%,回收率83.00%。     

内蒙古某铅锌多金属矿石选矿试验研究

针对内蒙古某铅锌多金属矿石,研究了优先浮选铜铅混合精矿,尾矿浮选锌,铜铅精矿再浮选分离铜、铅。结果表明:适宜条件下,分别得到铅品位51.38%、锌品位48.57%、铜品位14.82%的铅精矿、锌精矿和铜精矿,铅、锌、铜回收率分别为91.32%、84.83%和54.45%,银在铅、锌精矿中的回收率为82.12%。     

内蒙古某含铜铅锌金矿多金属分离选矿试验研究

针对内蒙古某含铜铅锌金矿矿石性质,提出了铜铅锌浮选—尾矿氰化浸金工艺流程。该文重点探讨了铜铅锌浮选分离部分,为该金矿资源的综合利用提供依据。通过铜铅混浮—铜铅分离—铜铅尾矿浮选锌的闭路流程,获得了相对较好的试验指标:铜精矿铜品位20.79%、铜回收率64.94%,铅精矿铅品位56.68%、铅回收率62.16%,锌精矿锌品位40.54%、锌回收率57.22%。     

胶东地区低品位氰化尾渣中铜铅锌综合回收利用研究

对胶东地区低品位氰化尾渣中铜铅锌综合回收利用进行了试验研究,采用"优先选铅后铜锌混浮—分离"工艺,以新药剂YY-1为锌抑制剂进行了闭路试验,可得到铅精矿中铅品位24.73%、铅回收率75.65%,铜精矿中铜品位16.77%、铜回收率60.56%,锌精矿中锌品位43.91%、锌回收率68.31%的良好技术指标。     

甲玛铜铅锌多金属依次优先浮选工艺优化试验研究

西藏甲玛乡铜铅锌多金属硫化矿含铜1.08%、铅0.84%、锌0.49%。为综合回收各有用矿物,选矿厂采用铜铅锌依次优先浮选工艺流程。实际生产铜精矿中铜品位为15.77%,铅+锌品位为19.84%,铜精矿铜铅锌品位均不理想,此次指标优化试验研究重点在于提升铜精矿中铜品位,降低铅锌品位。通过多种探索性试验获得铜精矿中铜31.52%,铅+锌5.78%,铜回收率90.67%的良好技术指标。由此,对于复杂类型及特殊地理位置矿石选矿试验提供一个范例。     

铜铅锌多金属硫化矿浮选研究现状及铜铅无毒分离试验研究

重点介绍铜铅锌硫化矿的浮选原则流程、铜铅分离药剂制度及存在问题,阐述针对铜铅锌多金属硫化矿铜铅无毒分离的技术关键,以此为指导思想,对原矿含铜0.20%,含铅0.67%及含锌2.32%的云南某低品位难选铜铅锌多金属矿,采用铜铅混选-尾矿选锌的原则流程进行验证试验,可获得铜精矿含铜31.49%,铜回收率72.99%;铅精矿含铅61.66%,铅回收率86.32%;锌精矿含锌45.80%,锌回收率87.17%的技术指标。     

微细粒嵌布铜铅锌多金属矿的浮选研究

对某微细粒嵌布复杂铜铅锌多金属矿进行了详尽的工艺矿物学和选矿工艺研究。采用铜铅锌顺序优先浮选,通过新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用及添加硫酸锌、亚硫酸钠抑制铅、锌进行铜的浮选;通过添加新型锌抑制剂VA6、新型铅捕收剂BK906和乙硫氮的配合使用以达到提高铅品位和回收率的目的;该矿石中铅的嵌布粒度细,将铅粗精进行再磨,考察了不同的再磨磨矿细度条件下铅粗精矿的品位和回收率,探讨进一步提高铅精矿品位的可能性;浮铅尾矿选锌,得到合格的锌精矿。结果表明,新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用,对铜矿物浮选具有优越性,和Z-200相比,其在保证铜回收率的同时,可以减少铜粗精矿中铅、锌等矿物的含量;选铅时加入新型抑制剂VA6可以抑制铅粗精中的锌等矿物,可以进一步提高铅精矿的品质;将铅粗精矿进行再磨至-0.038 mm 92%时,铅粗精再磨精选一次后得到的铅精矿品位为29.52%,回收率为73.21%。闭路试验结果为铜精矿品位18.34%,回收率81.08%;铅精矿品位58.09%,铅回收率为83.70%;锌精矿品位51.96%,锌回收率87.89%。     

从某复杂多金属矿石中综合回收金、银的试验研究

对安徽某铜铅锌复杂多金属矿石中的金、银综合回收进行了研究。在不加石灰低碱度条件下,及不影响铜、铅、锌品位和产率的同时,将金、银富集在铜、铅、锌精矿中,金、银的总回收率分别可达80.77%和83.00%,使铜、铅、锌、金、银得到了最大限度的综合回收。     

江西地区银铅锌多金属矿选矿试验研究

对江西地区某银铅锌多金属矿进行选矿试验研究,原矿组成复杂且矿物间嵌布关系复杂,原矿中的有价元素主要以硫化矿形式存在,入选矿石品位为Ag 158.9 g/t、Pb 2.01%、Zn 2.95%。为了更好地实现银铅锌元素综合回收,选用"硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离锌—锌硫混浮尾矿再选硫"流程工艺进行浮选,最终获得Pb品位43.32%、回收率86.17%、Ag品位2667.6 g/t、Ag回收率66.41%的铅精矿产品,Zn品位40.32%、回收率76.79%的锌精矿产品,较好地实现了原矿中Pb、Zn、S元素及伴生Ag元素的综合回收利用。     

青海某铅锌金银多金属矿综合回收试验研究

针对青海某铅锌金银多金属矿矿石性质,采用浮选—尾矿氰化浸出流程进行了试验研究。其结果表明:在最佳试验条件下,浮选闭路流程获得的硫化铅精矿铅品位45.05%,氧化铅锌混合精矿铅+锌品位49.02%,铅总回收率80.10%,锌总回收率54.22%;浮选尾矿再进行氰化浸出,金总回收率为73.29%,银总回收率为79.99%;试验指标较好,矿产资源得到了综合回收。     

剪切絮凝浮选工艺回收氰化尾渣中铜铅锌试验研究

氰化尾渣中通常含有铜、铅、锌等有用金属,具有回收价值.以山东某金矿氰化尾渣为研究对象,通过化学多元素分析、物相分析、粒度分析、矿物组成分析、单体解离度分析对氰化尾渣进行了工艺矿物学研究,结果表明:氰化尾渣粒度微细,-0.038 mm粒级占91.23％,铅、铜、锌矿物主要为方铅矿、黄铜矿、闪锌矿,脉石矿物主要为石英.根据...     

内蒙古某矿含锌金银矿石选矿工艺试验研究

对内蒙古某矿含锌金银矿石进行了选矿试验。根据矿石性质,采用原矿氰化-浸渣浮锌流程,可实现就地产金、银,浸出率分别为78．89％、63．77％,浸渣浮锌,锌的回收率为84．64％,锌精矿品位43．25％;采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮锌流程,同样可实现就地产金、银,浸出率分别为81．14％、56．44％,精矿浸渣浮锌,锌的回收率为74．55％,锌精矿品位为50．17％。     

低铜铅锌矿浮选试验研究

通过对该铜铅锌多金属硫化矿的选别工艺研究,确定了铜铅混合浮选-铜铅分离-铜铅尾选锌的部分混合浮选工艺流程及最佳的工艺条件,获得铜精矿含铜20.57%,铜回收率75.45%;铅精矿含铅45.55%,铅回收率89.31%;锌精矿含锌48.41%,锌回收率90.29%;铜铅精矿中银总回收率为79.10%。     

某银多金属矿石选矿试验研究

针对某银多金属矿石矿物种类多、嵌连关系复杂等特性,进行了混合浮选试验研究,考察了磨矿细度、pH、调整剂、精选次数等因素对浮选指标的影响。结果表明:在磨矿细度-0. 074 mm占75%及最佳药剂、流程结构条件下,采用混合浮选闭路流程,可获得银品位1 039. 80 g/t、银回收率91. 83%的混合精矿,尾矿银品位降低至7. 66 g/t,混合精矿中铜、铅、锌、钼均获得了较好的富集,回收指标较好。     

难选铅锌矿无氰选矿新技术研究

针对复杂难选铅锌硫银多金属矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌硫的现状,研究寻求替代氰化钠使用的多组份抑制剂、捕收剂药剂制度,及合理可行的工艺流程方案。研究结果获得的组合抑制剂和组合捕收剂,以及铅优先浮选中矿再磨再选方案1,和铅优先浮选中矿顺序返回方案2选矿工艺技术,可以完全取消氰化钠选别分离铅锌硫矿物。与采用氰化钠工艺的生产指标比较,小型试验指标铅精矿回收率提高5%～10%、铅精矿中金、银回收率分别提高7%和11%;工业试验指标,在铅+锌原矿品位降低5%条件下,铅锌金银回收率也获得了提高。实现了对该矿山三种类型复杂难选铅锌硫矿石选矿取消使用氰化钠、采用低碱无毒药剂浮选分离铅锌硫的目标。     

浮选混合精矿铅、硫分离试验研究

李子金矿碎石子主矿体矿石经浮选后的金精矿中主要含金、铅、银和硫。用25号黑药对其进行分离浮选,可使混合精矿铅品位达30.92%,铅的回收率达94.87%;尾矿中的硫品位达55.91%,硫精矿便于销售。通过对混合精矿分离浮选产生的成本及产值分析可知,如生产中采用试验所确定的工艺流程,每月可多创效益1.34～2.60万元。