铅银渣中铅矾浮选试验研究

针对某冶炼厂铅银渣中铅品位17.55%的细粒级铅矾进行了浮选回收试验研究。结果表明, 采用液固比为2 mL/g的清水对铅银渣清洗过滤两次, 在浮选给矿浓度30%, pH调整剂氧化钙用量500 g/t、抑制剂硅酸钠用量2 000 g/t、捕收剂水杨羟肟酸用量1 500 g/t、起泡剂松醇油用量75 g/t, 浮选时间4 min的条件下, 经一粗一扫三精、中矿顺序返回的浮选闭路流程, 获得了精矿铅品位47.18%、铅回收率76.39%, 有效回收了铅银渣中的有价金属铅矾, 为该铅银渣的有效利用提供了技术依据。     

辽宁某银矿选矿试验研究

对辽宁某银矿进行了浮选试验研究。采用1次粗选、2次扫选、4次精选、中矿依次返回流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占79.86%、调整剂Na₂CO₃用量1 000 g/t、抑制剂水玻璃用量300 g/t、组合捕收剂乙黄药与丁铵黑药总用量100 g/t(用量比1∶1)、起泡剂2^#油用量40 g/t条件下,对银品位为74.67 g/t的原矿进行浮选试验,最终获得银精矿品位2 398.21 g/t、回收率92.03%的闭路浮选指标。试验结果可为该矿石及相关矿石的合理开发提供参考。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

丹寨县某铅锌矿选矿试验

为给丹寨县某硫化铅锌矿石的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学研究基础上,采用优先浮铅再浮锌流程进行了铅锌选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%,铅粗选CaO用量为2 500 g/t、ZnSO₄+Na2SO₃为1 500+1 000 g/t、乙硫氮+丁铵黑药为10+10 g/t、2^#油为18 g/t,锌粗选CuSO₄用量为600 g/t、丁基黄药用量为130 g/t情况下,采用1粗1精1扫浮铅、1粗1精2扫浮锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铅品位为48.72%、含锌4.95%、铅回收率为89.21%的铅精矿,以及锌品位为45.89%、含铅0.72%、锌回收率为82.42%的锌精矿。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

某低品位氧化铅锌矿中银的浮选回收试验

云南某低品位氧化铅锌矿中银具有回收价值,品位为128 g/t,且矿石嵌布粒度细、氧化程度高、泥化严重,选别困难。为代替浸出工艺,进行浮选回收银的试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 85%,捕收剂SHDA用量300 g/t和硫化钠用量1 kg/t、丁基黄药用量500 g/t的条件下,原矿经SHDA浮选—硫化-黄药法浮选—浮选尾矿磁选联合流程处理,可获得银回收率61.06%的综合精矿,并伴随回收了铁、铅、锌,可为选矿工艺流程的确定提供参考。     

从湖南某冶炼厂铅渣中回收铅

为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用"磁选+浮选"联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明:在磁选磨矿细度-74μm含量占70%、磁场强度为4 000kA/m、浮选磨矿细度为-45μm含量占80%时,硫化钠用量1 000g/t,丁基黄药用量150g/t,松醇油用量30g/t的条件下,经一段磁选和一粗二精二扫中矿返回"的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。     

某铜银矿浮选试验研究

某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。     

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅-活化选锌-硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1 732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1 430.97 g/t、回收率80.70%。     

某难处理铜铅锌混合矿浮选试验及机理分析

摘 要：某难处理铜铅锌混合矿原矿含铜铅锌分别为0.71%、2.16%、1.25%,脉石矿物主要是石英和方解石。铜铅锌氧化率均较高,相互嵌布共生。经试验,采用一粗三精两扫的工艺流程,通过粗选加入500g/t硫酸铵活化及强化硫化氧化矿,1500g/t硫化钠硫化氧化矿的同时抑制矿泥,100g/t硫酸铜活化闪锌矿,最后通过600+150g/t异戊基黄药+丁铵黑药组合捕收剂综合捕收铜铅锌矿物,56g/t 2#油浮选,精选和扫选不加药,闭路试验获得了高于现场的浮选指标。混合精矿产品中铜品位分别为8.88%,回收率70.15%;Pb的品位为26.84%,回收率为77.62%;Zn的品位为9.51%,回收率为46.42%。铜铅锌矿被最大限度的回收。     

广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

广西某含银铅锌矿石铅氧化程度很高,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。为确定该矿石的开发利用方案,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程,最终可获得铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。试验指标较理想,可作为该矿石开发利用依据。     

某羟硅铍石矿中浮选富集含铍矿物的试验研究

新疆某羟硅铍石矿BeO品位0.47%,脉石矿物主要是石英、长石、云母等硅酸盐类矿物。为回收利用其中的铍矿物,采用浮选的方法对其进行试验研究。最终在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%,调整剂氟化钠用量400 g/t、碳酸钠用量1 500 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、六偏磷酸钠用量50 g/t,捕收剂油酸900 g/t+GYB 100 g/t的条件下,进行了一次粗选、一次扫选、四次精选的闭路浮选试验,可获得BeO品位8.31%、回收率84.56%的铍精矿。该羟硅铍石的浮选富集程度较好,可为同类型矿石的开发提供依据。     

兰坪某铅锌矿中铅的工艺矿物学与浮选试验研究

矿样取自兰坪某铅锌矿,原矿含铅2.84%,氧化率为91.7%,属难选氧化矿。通过对原矿进行工艺矿物学的研究,探明矿物的嵌布状态及伴生关系。结合工艺矿物学研究,制定探索试验的工艺流程及药剂制度。最终确定磨矿细度为-0.074 mm占94.6%;硫化铅组合捕收剂乙基黄药+丁基铵黑药为60+50 g/t;氧化铅采用硫化后浮选,硫化钠用量为2 kg/t。根据条件试验确定闭路试验的药剂制度,得到最终的选矿指标为:铅精矿品位为23.41%,银的品位为805.76 g/t。     

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。     

西藏混合银铅多金属矿的选矿试验研究

西藏某银铅多金属矿矿石为典型的矽卡岩型铅锌银矿石,该矿石中主要有用金属矿物为方铅矿、闪锌矿、铅钒,贵金属矿物主要是硫化银矿、自然金。针对矿石性质,采用铅银部分混合-硫化锌-氧化铅浮选的工艺,使用新型药剂LW61为捕收剂,得到的小型试验指标为:铅银混合总精矿,含银4254 g/t,银回收率80.93%;含金4.05g/t,金回收率70.09%;含铅47.35%,铅回收率84.19%。锌精矿含锌53.36%,锌回收率74.59%。浮选技术指标较好,为该矿产资源的开发提供了技术参考依据。     

氧化铅锌矿石浮选新药剂的应用研究

氧化铅锌矿石浮选新药剂的研究关系到大量复杂的氧化铅锌矿资源的开发利用。本文报导从氧化铅锌矿石中浮选硫化铅矿物的新捕收剂ＰＮ及相应的抑制剂ＢＤ_１。使用ＢＤ_１（５０ｇ／ｔ）和硫酸锌（０～４０ｇ／ｔ）配合作抑制剂,显著提高了硫化铅矿物浮选效率,从５５．５２％提高到６４．０３％,氧化铅浮选时,使用ＢＤ_２（０～１００ｇ／ｔ）和六偏磷酸钠（１００ｇ／ｔ）作抑制剂,碳酸铅矿物浮选效率从５３．１８％提高到５４．６５％;而氧化锌浮选时,使用ＢＤ_２（０～１００ｇ／ｔ）和六偏磷酸钠（５０ｇ／ｔ）作抑制剂取得了更明显的效果,碳酸锌矿物的浮选效率从６４．８１％提高到７２．２９％,锌粗选作业回收率８４．８１％,粗精矿中锌品位３０．５０％。可见,所研制的ＰＮ捕收剂和ＢＤ_１、ＢＤ_２抑制剂,对提高氧化铅锌矿石浮选指标起了重要作用。     

浮选—重选工艺回收氧化铅矿的研究

介绍了河南某氧化铅矿浮选－重选工艺研究,该氧化铅矿含铅１２．４％、伴生银品位１５５ｇ／ｔ,矿石中氧化铅占７８．８％,属难选矿石。经多方案试验比较,提出适合于该矿石性质的选矿工艺流程;硫化铅和氧化铅混合浮选,尾矿用螺旋溜槽粗选、摇床精选,获得铅精矿含铅５０．２８％、银６５０．２ｇ／ｔ,铅回收率７１．７７％,银回收率７４．５９％。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准.脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8～2.0 g/t.为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究.结果表明:①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90％、六偏磷酸钠用量为2500 g/t...     

某铅锌硫化矿无碱浮选新工艺研究北大核心

针对某含铅2.22%、锌2.85%、银105 g/t,目的矿物主要为方铅矿、闪锌矿的硫化铅锌矿,进行了无碱浮选新工艺研究。研究结果表明,采用铅锌顺序优先浮选流程,在一段磨矿细度为-0.074 mm含量占66.32%条件下,使用“硫酸锌+焦亚硫酸钠+MZ”药剂制度选铅,使用“焦亚硫酸钠+硫酸铜+MKX”药剂制度选锌,闭路试验获得了铅精矿主品位62.10%、含锌4.79%、含银1953.36 g/t、铅回收率90.48%、铅精矿银回收率60.12%;锌精矿主品位53.15%、含铅1.65%、含银262.74 g/t、锌回收率87.42%、锌精矿银回收率11.67%的较好指标。无碱条件下实现铅锌高效分离的同时,显著提高伴生银的回收率。