高硫铅锌矿石部氧化铅中回收技术研究

介绍了高太铅锌矿中氧化铅的回收试验。试验结果表明，采用先硫后氧方法可实现氧化铅的浮选分离。     

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%。     

硫精矿提硫降杂工业试验研究

为了降低硫精矿中的杂质，提高硫品位，开展了现场工业试验研究．对硫精矿进行两次开路精选，得到高硫矿和低硫矿两个产品，21个班平均指标是：高硫矿产率39．82％、硫品位37．55％、MgO品位0．582％；低硫矿硫品位28．7l％。针对工业试验存在问题，提出了硫精矿再磨增加单体解离度．进行系统稳定试验，探索旋流器分级提硫的改进方案。     

钒钛铁精矿硫钴回收试验

为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明：采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。     

硝酸铵活化磁黄铁矿提高硫回收率

<正> 硝酸铵是黄铁矿、磁黄铁矿的活化剂。在红透山铜矿选矿厂选硫循环添加129克/吨硝酸铵,提高硫回收率2.15％,每年可增产硫精矿4226吨,效益30余万元。该厂的浮选工艺是:经过铜硫混合浮选、铜硫分离浮选,得到铜精矿和优质硫精矿;铜硫混选尾矿选锌得锌精矿;选锌尾矿再选硫得次硫精矿和最终尾矿。在上述浮选过程中,易选的硫矿物(大部分黄铁矿和部分磁黄铁矿)已在铜硫混选循环回收,进入锌尾选硫循环的硫矿物以难浮的磁黄铁矿为主,选硫作业回收率很低,平均为45％左右,小型试验也只能达到50％。为提高硫回收率,进行了添加硝酸铵的试验。     

凡口铅锌矿选硫新工艺研究与实践

介绍了凡口铅锌矿选硫工艺革新的原因及高铁硫精矿的市场价值。通过实验室小型试验、半工业试验, 确定了新工艺流程。工艺改造后引进了XCF和KYF机械搅拌式充气型浮选机, 选硫系统的技术经济指标大幅提高, 可同时获取高硫精矿和低硫精矿, 创造了良好的经济效益。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上,对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究,经条件试验,确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示,在磨矿细度-74μm占90%条件下,采用铜硫优先浮选工艺,经一次粗选两次精选两次扫选铜,可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿;经一次粗选两次精选两次扫选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下,采用铜硫混合浮选工艺,经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿,再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离,铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

钢城矿业公司优化浮选工艺的生产实践

针对浮选作业存在的硫精矿产率低、硫品位低和回收率低的问题,结合试验及生产调整,提出了脱泥浮选、增加二次精选和精选浮选机扩容改造等措施,实施后取得了硫精矿产率提高0.36%,硫品位提高15.523%,硫回收率提高14.71%的良好效果。一年多的运行结果表明,工艺流程顺畅,生产指标稳定。     

低碱度下高硫铅锌矿的无钙浮选分离工艺研究

为了解决高硫铅锌矿分离时石灰用量大的问题,结合工艺矿物学,对云南某高硫铅锌矿进行了选矿试验研究。试验结果表明,在低碱度的情况下(pH值=9)采用LY-2可以较好地抑制黄铁矿。闭路试验可获得铅精矿含铅61.13%,铅回收率88.40%,铅硫分离铅作业回收率91.75%,硫精矿含铅1.66%,含锌2.76%,铅回收率7.95%,锌回收率5.19%,实现了铅硫的高效分离,对该类矿山的开发提供新思路。     

硫精矿磁浮联合降砷试验研究

内蒙古某铜矿选矿厂生产的硫精矿中砷含量较高,严重影响了硫精矿的品质。经过试验研究,确定采用磁浮联合选矿工艺,通过一次磁选,磁选尾矿一粗两扫一精浮选工艺流程,最终获得了硫品位35.06%、含砷0.12%,硫回收率90.53%的硫精矿,对同类矿山解决砷硫分离问题具有一定的参考价值。     

铅锌烟尘中铅的物相分析

铅锌烟尘中铅主要以氧化铅、金属铅和砷酸铅的形式存在。实验以云南某铅厂生产的铅锌烟尘为实验原料,利用乙酸、硝酸铜、氢氧化钠、蔗糖和抗坏血酸等化学试剂,使用正交实验和单因素实验方法,设计在多种条件组合下浸出铅锌烟尘中各种成分铅的实验。通过火焰原子吸收光谱法检测浸出液中铅的含量从而得出浸出各组分铅的最佳条件。通过实验得出铅锌烟尘中砷酸铅的质量分数为21.25%,氧化铅质量分数为10.91%,铅的质量分数为2.01%。     

某低品位铅锌矿无氰分离工艺研究

针对氰化物对环境污染严重的情况,试验分别采用ZnSO4+Na2SO3组合法和单一石灰法分别对某低品位硫化铅锌矿进行了无氰分离工艺试验研究,流程为铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选,锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选。两种方法均获得了较好的指标。其中单一石灰法不仅比ZnSO4与Na2SO3组合法药剂用量小、成本低,还在铅回收率相同的情况下,铅精矿品位提高了近5%;在锌精矿品位相近的情况下,锌回收率提高了近4%。     

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。     

氧化铅矿浮选技术研究进展

硫化铅资源的日益减少使氧化铅矿的开发利用受到广泛关注。氧化铅矿石浮选的难点在于其可浮性低且成分复杂, 而硫化可以有效地改善氧化铅矿的可浮性。介绍了氧化铅矿的矿石性质和浮选药剂的研究现状, 以直接浮选法和硫化-浮选法为出发点, 评述了近年来国内外氧化铅矿浮选技术研究进展及当前存在的问题, 展望了氧化铅矿浮选的研究方向, 旨在为氧化铅矿高效、清洁浮选分离提供一定的借鉴。      

硫化铅矿中分离氧化铅时的酸效应及其消除

在用醋酸－醋酸铵溶液和氯化铵－醋酸铵溶液分离硫化铅矿中的氧化铅时，浸以溶液的酸度以从硫化铅矿中分离氧化铅的影响较大，酸度愈高，硫化铅浸取愈多，氧化铅分析结果偏高，为了降低这种酸效应，我们采用盐酸羟胺－醋酸溶液分离硫化铅矿扣的氧化铅，该浸取溶液酸度低，同时有较强的还原性，能抑制硫化铅矿的溶解，提高了硫化和中分离氧化铅的准确性。     

氧化铅锌矿的浮选

论述了氧化铅锌矿石难选的原因，总结了近年来国内外氧化铅锌矿浮选的进展，介绍了氧化铅锌矿浮选工艺和浮选药剂的现状及发展。     

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%。     

某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究

根据某氧化铅锌矿石的特性 ,提出采用Na2 CO3调浆 ,先硫化浮铅 ,然后不脱泥直接采用胺类组合捕收剂ZP -0 5作氧化锌矿捕收剂进行浮选的工艺流程 ,可获得含铅 40 .42 %、含锌 16.2 8%、回收率 3 2 .69%的铅精矿 ,含锌 40 .73 %、含铅 1.61%、回收率 78.91%的锌精矿。     

空气-乙炔火焰原子吸收分光光度法测定铅精矿中微量氧化钙

利用空气 -乙炔火焰原子吸收分光光度法研究了铅精矿中氧化钙的测定 ,采用基体匹配法消除基体铅的干扰 ,选择氯化锶与EDTA作释放剂 ,建立了铅精矿中微量氧化钙的测定方法。该法操作简便 ,精密度和准确度较好 ,方法相对标准偏差为 3.0 4% ,加标回收率在 99%～ 10 1%之间     

缅甸某复杂铅锌多金属矿的浮选试验研究

针对一种复杂的铅、锌多金属矿石进行研究,原矿含铅3.97%,含锌3.37%,铅的氧化率高达50%。根据条件试验研究结果,确定合理的药剂制度,铅锌分离时抑制剂采用ZnSO4+Na2SO3+Na2S组合,捕收剂选用乙硫氮;氧化铅采用硫化后浮选,捕收剂选用丁基黄药。闭路试验根据条件试验确定的药剂制度,得到最终选矿指标为:铅精矿总品位为53.01%,总回收率为91.62%,含锌为4.3%;锌精矿品位为56.95%,回收率为83.20%,含铅小于1.5%。