会泽高硫铅锌矿铅硫混合浮选作业工艺流程考察及分析

为获得更佳的浮选指标及生产效益,将常规流程考察与工艺矿物学研究相结合,对某选矿厂的铅硫(硫铁矿)混合浮选系统进行了分析诊断。通过流程考察,查明了混合浮选作业中铅、锌、铁金属走向及生产流程中存在的问题,主要表现在铅硫混合浮选阶段黄铁矿浮选速度较方铅矿慢,与闪锌矿可浮性差异较小,结果导致铅、锌、铁的异步等可浮;铅、铁金属主要以细粒级单体和粗粒级连生体损失于混合浮选尾矿中;闪锌矿主要以单体的形式进入铅硫混合粗精矿中,导致铅硫混合粗精矿中锌品位较高。后续通过在铅硫混合浮选作业阶段添加泡沫调整剂、新型闪锌矿抑制剂及新型起泡剂,获得铅硫混合精矿锌品位为11.84%、铅回收率为91.87%、铁回收率为80.65%的技术指标。     

云南某高硫铅锌矿选矿工艺流程方案对比试验研究

某铅锌矿含Pb 5.23%、Zn 15.40%、S 24.86%,铅氧化率为3.05%,锌氧化率为0.43%,属于高硫铅锌矿。自开发以来，选厂生产一直采用“铅硫混浮、铅硫分离-浮锌”选矿工艺，现有工艺存在硫精矿锌含量偏高等问题。为进一步提高选矿指标，开展了“铅硫混浮、铅硫分离-浮锌”、“铅锌硫顺序优先浮选”两个不同流程方案的对比试验研究。试验结果表明，“铅锌硫顺序优先浮选”工艺试验指标更优、药剂成本更低、精矿产值更高。采用“铅锌硫顺序优先浮选”工艺，对含Pb 5.34%、Zn 15.59%、S 26.18%的原矿，通过闭路试验获得Pb品位为61.64%、Zn品位为3.37%、S品位为20.15%、Pb回收率为89.34%的铅精矿，Zn品位为51.54%、Pb品位为0.59%、S品位为35.15%、Zn回收率为96.88%的锌精矿，Pb品位为0.53%、Zn品位为0.36%、S品位为47.91%、S回收率为49.79%的硫精矿，成功实现了高硫铅锌矿低碱选矿工艺，值得现场推荐采用。     

某铜硫矿选矿工艺流程考查

为了查明选矿厂生产指标不稳定、铜回收率偏低的问题,以铜在流程中的走向为主线,对选矿生产工艺流程进行了较详细的考查与分析。对考查中暴露出的问题相应给出了处理意见:1建议加强半自磨机和球磨机的磨矿平衡,优化半自磨机、一段球磨机、再磨球磨机的钢球级配和充填率,以解决一段球磨机及再磨球磨机磨矿生产率严重偏低的问题。2建议通过适当降低旋流器的给矿浓度以提高150 mm旋流器的分级效率。3对铜矿物主要以连生体和细粒流失的问题,建议通过调整浮选药剂等途径加强对铜矿物连生体的捕收;建议通过适当降低半自磨和一段球磨的磨矿细度,减少铜矿物的过磨,同时快速、优先浮选出已解离的铜矿物,对尚未单体解离的铜矿物再进行再磨再选。     

某高硫铜铅锌矿选矿工艺研究

某高硫铜铅锌矿中含有部分次生铜矿物、闪锌矿及黄铁矿,这部分矿物在铜铅作业段容易上浮,影响浮选指标.因此,针对这两种矿物的有效抑制开展了试验研究.结果表明,试验过程中需要添加一定量的硫化钠来消除次生铜的影响;组合使用石灰、硫酸锌、硫化钠和BK612可以抑制铜铅浮选作业中的黄铁矿及闪锌矿;采用"铅铜等可浮—铜异步强化浮选—...     

某高硫铅锌矿选矿工艺研究

本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。     

山金阿尔哈达铅锌矿选矿生产工艺流程研究

介绍了山金阿尔哈达铅锌矿选矿生产工艺,从井下开采出来的原矿经破碎筛分作用后变成一定粒径的粉矿,然后经过球磨机磨矿及药剂浮选处理,把金精矿从磨碎的矿石中选出来,富含铅锌的精矿经过浓密机的脱水和过滤后送到精矿库,选矿后的尾矿经过浓缩分级,粗尾砂充填至采空区,细尾砂输送至尾矿库贮存. 通过该选矿工艺流程,选矿回收率可达到95%,社会经济效益显著.     

陕西某金矿浮选工艺流程考查及优化措施研究

为了解决陕西某金矿生产中存在的浮选尾矿品位高、浮选回收率偏低的难题,对其磨矿作业和浮选作业进行了流程考查及工艺优化措施分析。流程考查结果表明当前生产中存在磨矿效率和分级效率低、球磨机钢球充填率和分级返砂比严重不足、浮选矿浆浓度较高、浮选药剂添加地点及分配比例不合理和浮选充气量不足等问题。针对流程中存在的问题提出了详细的改进方案,为下一步进行浮选工艺优化提供了技术依据。     

四川某铅锌矿选矿试验研究

针对四川某铅锌矿矿石进行了浮选工艺回收铅、锌的试验研究。采用铅锌依次优先浮选工艺流程,得到了铅精矿含铅61.42%、回收率88.25%以及锌精矿含锌51.97%、回收率90.70%的技术指标。     

新疆某高硫铅锌矿浮选工艺研究

从试样的工艺矿物学研究出发,在查明试样化学成分、矿物组成、结构构造、赋存状态和嵌布关系的基础上,依据试样性质确定浮选试验方案与工艺流程,并进行了大量的条件试验,以确定最佳的工艺参数,尔后开展了全流程闭路试验,取得了良好的分选指标,其中铅精矿品位60.01%、回收率90.35%,锌精矿品位49.15%、回收率87.08%,硫精矿品位41.15%、回收率82.55%。为合理利用国家矿产资源,提供了详实的设计依据。     

云南某硫化铅锌矿工艺矿物学及选矿试验研究

针对云南某硫化铅锌矿,方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮-混合粗精矿再磨-铅硫分选-锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%,Pb回收率87.51%,含锌3.89%的铅精矿;锌1,锌2合计Zn品位54.74%,Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%,Fe回收率78.26%硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。     

某碳泥质硫铁矿矿石性质研究与选矿工艺探索

对贵州某碳泥质硫铁矿进行了工艺矿物学研究, 并对其选矿工艺进行了探索。研究结果表明, 该矿石中黄铁矿粒度分布极不均匀, 且存在磁黄铁矿, 部分黄铁矿氧化现象严重。该矿的选别难点在于细粒黄铁矿的回收和富集。由分析确定先重选(摇床)后浮选的工艺, 并优化开路试验流程。其中重选得到的精矿产品S品位为28.96%, 回收率为72.19%。重选精矿优化浮选后的精矿产品中 S品位为42.76%, 综合回收率为43.50%。重选尾矿优化浮选后的精矿产品S品位为19.59%, 综合回收率10.04%。结果表明, 先重选后浮选的工艺适合该矿的分离, 能够取得良好的效果。     

澜沧老厂银铅锌多金属矿选矿工艺优化与生产实践

针对云南澜沧老厂银铅锌多金属矿矿石氧化率高、含泥量大、矿物组成复杂及嵌布粒度细等问题进行了选矿工艺优化。采用破碎-棒磨-球磨工艺, 矿石流动通畅, 能降低过粉碎、改善粒级分布, 提高了磨矿产品质量; 采用分速异步浮选工艺、新型高效复配捕收剂WX-1及MZ-3配伍使用, 降低矿泥恶化影响, 减少中矿循环量, 强化铅、锌高效浮选分离及银、铟选择性富集; 采用螺旋溜槽-摇床-悬振锥面选矿机重选新工艺, 强化细粒硫铁矿回收。工艺优化改造后, 全面提高了关键工艺技术经济指标, 实现了资源利用效益最大化。     

某难选高硫铅锌矿的选矿工艺试验研究

根据某高硫难选铅锌矿石的原矿性质,进行了浮选药剂条件试验和闭路试验研究。采用石灰调浆、硫酸锌抑制锌矿物,混合捕收剂优先浮选铅,在低碱条件下,用新型活化剂X-41活化选铅尾矿,丁黄药选锌,可以实现铅、锌的高效分离,铅精矿铅品位和回收率分别达到60.32%和77.03%,锌含量为7.51%;锌精矿锌品位40.27%、回收率78.13%,铅含量2.47%。     

某锡铜矿选矿工艺试验研究

针对某锡铜矿矿石性质分析结果,进行浮-磁-重和重-浮-磁-重两种工艺可选性试验对比研究。试验结果表明,重-浮-磁-重工艺指标优于浮-磁-重工艺,对含锡0.913%Sn和含铜0.423%Cu试样,获得锡精矿品位为66.36%Sn,锡回收率为63.96%,综合回收铜精矿品位为23.26%Cu,铜回收率为37.39%,同时获得铁精矿品位63.93%Fe,铁回收率为7.97%。     

太钢袁家村铁矿石英型氧化矿选矿工艺研究

分析了太钢袁家村铁矿石英型氧化矿石的化学成分、矿物组成、粒度嵌布特征。通过磨矿细度试验、粗精矿流程试验、药剂用量试验, 证明脱泥反浮选流程比直接反浮选流程具有较大优势, 不仅可以使铁精矿品位得到较大提高, 还可以节省浮选药剂。     

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅-铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌-锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。     

姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺流程改进探索试验

姑山赤铁矿石硬度大、嵌布粒度极微细,目前的选矿工艺指标低（块精矿铁品位48%、粉精矿铁品位57%）。为探索提高姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺指标的途径,在实验室进行了阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选探索试验。结果表明：在一段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,经一阶段强磁选（1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、637 kA/m）,强磁选精矿再磨至-0.030 mm占87%,经二阶段强磁选（1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、716 kA/m）-1粗1精阴离子反浮选（以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、RA-915为捕收剂）,获得的浮选精矿铁品位可达63.96%,说明采用阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选工艺将姑山铁矿铁精矿品位提高至63%以上在技术上是可行的。试验结果可以为姑山极微细粒赤铁矿石合理选矿工艺流程的确定提供参考。     

某微细粒嵌布磁铁矿选矿工艺研究

针对某微细粒磁铁矿进行了全磁选流程和磁选-反浮选流程对比试验研究。结果表明,在最终磨矿细度相当的情况下,2种工艺流程都获得了产率48%左右、TFe品位66%左右、回收率80%左右的铁精矿指标,而采用磁选-反浮选流程的第三段磨矿量比全磁选流程减少了2/3。磁选-反浮选流程具有显著的节能降耗优势。     

黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿浮选试验研究

根据矿石的工艺矿物学研究,对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究,试验结果表明,采用铅锌硫依次优先浮选流程,可以实现铅锌的高效分离,并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%,回收率为93.12%的铅精矿,锌品位为51.10%,回收率为89.24%的锌精矿,硫品位为46.03%,回收率为33.35%的硫精矿,铅精矿含银品位为1 105.50g/t,银回收率为86.27%。     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。