云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究

采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究, 成功获得了铅精矿、锌精矿, 并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%, 锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。     

甘肃某铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对甘肃某铜铅锌多金属矿进行了浮选试验研究,结果表明,采用反浮选除炭—铜铅混合浮选—铜铅分离—尾矿选锌选硫的工艺流程,可获得铜品位14.32%、铜回收率37.68%的铜精矿,铅品位45.60%、铅回收率83.21%的铅精矿,锌品位47.45%、锌回收率92.71%的锌精矿,硫品位31.26%、硫回收率26.52%的硫精矿,达到了对该矿的综合利用。     

降低铅锌精矿含杂的途径

白音诺尔铅锌矿南矿带矿石性质复杂,精矿质量差、回收率低,铅精矿含锌9%左右,锌精矿含铅2%5～2.5%。铅精矿品位63%,回收率84%;锌精矿锌品位46％,回收率82％。针对上述问题在试验室进行多种磨选流程的试验,脱(选)泥碳分支阶段磨选流程和脱(选)泥碳分支浮选部分铅粗精再磨流程都能降低铅、锌精矿中锌、铅互含量,同时能提高铅、锌精矿品位和回收率,这两种脱泥碳流程与目前该矿采用的生产流程(用同一矿样试验指标)相比:铅精矿含锌分别降低1.45％和1.41％,锌精矿含铅分别降低0.63％和0.39％;铅精矿品位分别提高6.23％和1.70％,回收率分别提高4.27％和0.71％;锌精矿品位分别提高4.54％和0.12％,回收率提高2.39％和接近。     

建水某铅锌矿选矿工艺研究

针对建水某铅锌硫矿石, 采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程, 可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿, 锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿, 及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿, 有价元素得到了有效回收。     

内蒙某铅锌银多金属矿选矿工艺研究

内蒙古某铅锌银多金属矿,原矿品位铅0.76%、锌1.15%、银22.90g/t。物相中硫化铅分布率73.33%、硫化锌分布率84.35%。针对铅锌矿物可浮性差异,选择了铅锌顺序优先浮选流程,银主要富集在铅精矿中。选铅抑锌组合药剂中加入硫化钠后抑锌效果明显,铅粗精矿中锌品位降低0.72%、锌回收率降低5.37%。选铅捕收剂乙硫氮在高碱度条件下对铅捕收能力强,使易浮的毒砂和黄铁矿受到了抑制,提高了铅指标：铅精矿品位提高了0.27%、回收率提高了8.28%。选锌用常规药剂。试验获得了较好的指标。铅精矿中铅品位52.02%、银品位1250g/t、铅回收率86.84%,银回收率73.05%;锌精矿中锌品位45.11%、银品位196g/t、锌回收率82.21%、银回收率19.39%。     

提高甘肃某铅锌矿选铅回收率试验

甘肃某铅锌矿选矿厂入选矿石铅、锌品位分别为0.98%和5.21%,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用1粗2扫4精、中矿顺序返回闭路流程优先选铅,仅能获得铅品位为53.11%、铅回收率为78.50%、锌回收率为2.09%的铅精矿。为了提高铅精矿铅回收率,在查明原因的情况下,有针对性地进行了选矿工艺研究。结果表明,在维持磨选段数不变的情况下,将铅精选1尾矿与铅扫选1精矿合并返回原矿磨矿作业,最终可获得铅品位为54.56%、铅回收率为81.84%、锌回收率为2.03%的铅精矿,铅精矿品位和铅回收率分别较现场提高1.45、3.34个百分点,提高幅度显著;选铅尾矿锌回收率高达97.97%,较现场提高0.06个百分点,这为后续选锌创造了更好的条件。     

辽宁某铅锌矿选矿工艺研究

针对辽宁某硫化铅锌矿的矿石性质,采用先选铅后选锌的优先浮选工艺,最终得到品位61.02%、回收率85.63%的铅精矿及品位51.23%、回收率83.22%的锌精矿,取得了良好的选别指标。     

甘肃某低品位铅锌银矿浮选试验研究

甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。     

新疆某铅锌矿的选矿工艺研究

为了得到合格的铅锌精矿产品,本次试验通过先选铅、铅尾矿选锌的铅锌优先浮选流程,得到铅品位60.01%、回收率90.35%的铅精矿和锌品位49.15%、回收率87.08%的锌精矿。针对该矿石采用铅锌优先浮选流程比采用铅锌混合浮选流程更容易得到合格的精矿产品。     

云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究

对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。     

某细粒嵌布铅锌矿石浮选工艺研究

针对某铅锌矿石的铅、锌矿物嵌布粒度细,铅、锌、硫矿物紧密共生的特点,进行了小型浮选试验.结果表明:采用高效选择性捕收剂GY-103选铅,38号黄药选锌,铅锌依次优先浮选-粗精矿再磨精选的浮选工艺流程,在原矿品位为Pb 1.93%和Zn 3.95N时.获得品位53.06%、回收率75.30%的铅精矿和品位47.42%、回...     

某氰化尾渣中铅、锌和铜的综合回收研究

对含有铅、锌和铜等有价金属的某氰化尾渣,采用预处理—铅锌混合浮选—预处理—铜浮选工艺,开展了详细的综合回收利用研究。研究结果表明,采用H₂SO₄活化预处理,在pH 8、丁基黄药用量为100 g/t时可获得Pb品位为10.87%、回收率为71.76%,Zn品位为31.89%、回收率为92.46%的铅锌混合精矿;采用现场选硫循环水对铅锌混合浮选尾矿进行洗涤,在pH 6、丁基黄药用量为50 g/t时得到了Cu品位为13.41%、回收率为33.39%的铜精矿。该工艺显现出了良好的经济效益和社会效益。      

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

云南某氧化铅锌矿选矿试验研究

云南某氧化铅锌矿原矿含铅1.44%, 含锌7.04%, 泥化严重, 且嵌布粒度细, 针对该矿石, 在不脱泥的条件下, 采用硫化-黄药法浮铅和硫化-胺法浮锌工艺流程, 并对传统的药剂制度进行了改进, 最终获得了铅品位为30.74%、铅回收率为64.66%的铅精矿和锌品位为23.51%、锌回收率为71.02%的锌精矿, 实现了铅、锌的分选回收。     

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%。     

辽宁某铜铅锌硫化矿石电位调控优先浮选试验

辽宁某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用矿物嵌布关系复杂,嵌布粒度粗细不均。采用1次磨矿、电位调控优先浮选工艺对铜、铅、锌的选矿工艺条件进行了试验研究。结果表明,在电位约-35 mV、pH=9.1情况下,以SN-9#+苯胺黑药为捕收剂、Na₂SiO₃+ZnSO₄+CMC为铅锌及脉石矿物的抑制剂优先选铜,接着在电位为-225.6 mV、pH=11.4情况下,仍以SN-9#+苯胺黑药为捕收剂浮选铅,最后以硫酸铜为活化剂、乙基黄药为捕收剂选锌,最终获得了铜品位为23.68%、回收率为85.61的铜精矿,铅品位为51.26%、回收率为70.68%的铅精矿,锌品位为52.13%、回收率为82.13%的锌精矿。     

山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究

对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。     

某含碳铅锌矿铅锌分离试验研究

针对某难选含碳铅锌矿石, 采用铅锌依次优先浮选-铅、锌粗精矿再磨精选的浮选工艺流程, 成功实现了铅﹑锌的分离, 并以M作抑制剂, 对铅精矿进行脱碳, 获得了铅品位和回收率分别为45.39%和72.40%的铅精矿及锌品位和回收率分别为48.63%和81.56%的锌精矿。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

低碱混合浮选提高某铅锌矿中金浮选指标的工艺研究

为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。