金精矿综合回收铅锌工艺试验研究

某金矿选出的金精矿铅、锌含量较高,选用铅锌优先浮选流程综合回收利用金精矿中的铅、锌,并进行了详细的条件试验,以期提高该金精矿的经济价值。闭路试验最终获得锌精矿Zn品位47.50%、Zn回收率71.22%;混合铅金精矿Au品位13.36 g/t、Au回收率95.43%,Ag品位808.63 g/t、Ag回收率92.03%的浮选指标。混合铅金精矿可作为金精矿销售,锌精矿符合质量标准三级品要求,提高了金精矿的经济价值;该工艺流程简单合理,可以作为现场生产及改造调试的技术依据。     

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。     

四川某氧化铅锌矿选矿试验研究

四川某氧化铅锌矿铅含量为1.72%、锌含量为5.54%、银含量为14.80 g/t,铅锌主要以氧化物的形态存在。采用"先硫后氧,先铅后锌"的原则流程进行了铅锌选别的浮选条件试验研究及开闭路试验研究。结果表明:采用锌浮选半闭路的浮选流程,可获得铅精矿含铅为60.48%,铅回收率为80.39%,含银为314.00 g/t、银回收率为48.58%;锌精矿含锌为29.52%,锌回收率为72.44%,含银为25.40 g/t,银回收率为23.32%。为该类型资源的开发利用提供了指导借鉴。     

某金铅锌多金属矿石浮选工艺试验研究

根据对河南某矿金铅锌多金属矿石工艺矿物学研究结果,试验采用铅优先浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离浮选工艺流程,获得Pb品位46.16%、Au品位95.35 g/t的铅精矿,Zn品位30.83%、Au品位14.00 g/t的锌精矿和Au品位8.85 g/t的硫精矿,达到了综合回收矿石中各种有价元素的目的.     

某难选银铅锌多金属矿石选矿试验研究

研究了采用银铅优先浮选、再浮选锌工艺分选某银铅锌多金属矿石。试验结果表明:采用该工艺可获得银铅精矿及锌精矿;银铅精矿中,铅品位53.51%,银品位2.371kg/t,铅、银回收率分别为96.26%和95.08%;锌精矿中,锌品位43.67%,银品位390g/t,锌、银回收率分别为62.63%和1.26%。     

从锌湿法冶炼酸浸渣中综合回收铅锌银

本研究采用浮选工艺和简单的药剂制度,从湿法冶炼酸浸废渣中获得了含铅42～44%、作业回收率96%的铅精矿,及含锌32～35%、作业回收率77～80%的锌精矿,锌精矿含银2162g/t、银的回收率为64.79%.选别效果非常显著,基本上实现了尾矿零排放,使废渣得到了资源化利用,并保护了环境.     

内蒙古某低品位铅锌矿石可选性试验研究

针对内蒙古某低品位铅锌矿石进行了可选性选矿试验研究。最终通过优先选铅-锌硫混浮再分离的工艺流程进行闭路试验,获得铅精矿、锌精矿、硫精矿产品,铅精矿含铅45.18%、锌4.36%、金22.91g/t、银1401.5g/t,铅、金、银的回收率分别为83.52%、53.67%、70.09%;锌精矿含锌42.03%、铅0.614%、银51.8g/t,锌、银的回收率分别为85.67%、6.06%;硫精矿含硫41.81%,硫回收率56.79%,从而为该类型矿石的资源回收利用提供了依据。     

某铜铅锌矿选矿工艺研究

青海某铜铅锌矿的矿石类型为原生硫化矿,针对原矿的物相分析及工艺矿物学研究,研究了一种比较适合该矿矿石的选矿工艺流程,最终可获得含锌54.10%、含铜0.39%、含铅0.24%的锌精矿,其锌回收率为90.90%,锌精矿含银36.1 g/t,回收率4.26%;得到含铜25.27%,含铅5.88%,含锌5.91%的铜精矿,铜的最终回收率80.48%,铜精矿中含银842 g/t;得到含铅37.78%,含铜1.60%,含锌8.35%的铅精矿,铅的最终回收率53.55%,铅精矿中含银3 880 g/t。     

某含砷低硫金矿石选矿生产工艺优化与实践

根据某含金含砷低硫矿矿石性质,结合实际生产情况,以现场生产原矿作为试验给矿,进行选矿生产工艺优化研究并应用到工业生产中。结果表明,在磨矿细度为-200目含量60%的条件下,以碳酸钠用量600g/t,硫酸铜用量220g/t,硫化钠用量25g/t,松醇油用量50g/t,采用一粗两扫一精的浮选流程,在原矿金品位3.16g/t时,可获得金品位18.3g/t,金回收率为84.59%的金精矿;磨矿细度可降低5%,硫酸铜用量降低30g/t,碳酸钠用量降低300g/t;经过选矿厂现场生产实践验证每年可产生经济效益145.74万元。     

捕收剂YY-B01浮选铜铅锌矿石的试验研究

试验以内蒙古某地的铜铅锌复杂多金属矿为研究对象,原矿含Cu 0.25%、Pb 2.53%、Zn 4.47%,并且伴生Ag92.5 g/t、In 42.5 g/t,在研究了该矿石的工艺矿物学的基础上,主要进行了捕收剂的种类和用量试验,最终选择了YY-B01作为铜铅粗选的捕收剂,从而得到铜精矿中含Cu 17.62%、回收率达到58.26%;铅精矿含Pb 66.55%、回收率高达90.39%;锌精矿含Zn 48.12%,回收率90.29%;与此同时,铅精矿含Ag达到1 642.0 g/t、回收率60.3%,锌精矿含In达到248.7 g/t、回收率达到53.5%。结果表明,此浮选捕收剂可有效应用在该复杂多金属矿。     

云南某铜铅锌混合矿降硅试验研究

云南某铜铅锌混合矿矿石各矿物嵌布粒度不均匀,共生关系密切,铅锌含量较高,经磨矿后即可作为铜铅锌混合精矿直接销售给白银集团公司第三冶炼厂,由于铜铅锌混合精矿中二氧化硅高达7.51%,给冶炼工艺造成了一定的困难,为降低铜铅锌混合精矿中二氧化硅的含量,采用铜铅锌混合浮选-脱水再混合浮选的工艺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85%的情况下,采用铜铅锌混合粗选Ⅰ直接选出混合精矿1,再将混合粗选Ⅰ的尾矿进行脱水,提高矿浆浓度后,采用铜铅锌混合粗选Ⅱ经两粗一精获得混合精矿2,两次粗选尾矿为最终尾矿。采用水玻璃、硫酸铜、丁基黄药、2#油四种药剂。最终铜铅锌混合精矿铜铅锌品位分别达到2.95%、20.68%、24.17%;铜铅锌回收率分别达到95.26%、93.12%、96.15%;混合精矿伴生银品位为147.22 g/t,银回收率为92.79%;铜铅锌混合精矿二氧化硅含量降低为4.25%,达到了冶炼工艺的合理要求。     

某复杂银精矿提金、银工艺研究

采用一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理某复杂银精矿,结果表明:在焙烧温度923 K,焙烧时间2 h,酸浸反应液固比1.5∶1,反应pH 值为0.8～1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h,氰化反应液固比2∶1,反应pH 值为10～11,NaCN 浓度1.5 ‰,反应时间48 h 条件下,氰化浸出时Au、Ag 的浸出率分别为72.01 %、18.41 %,尾渣银含量355 g/t.在复杂银精矿与其它矿样按一定比例重新配矿后,采用相同试验条件,氰化时Au、Ag 的浸出率分别提高24.89 %、15.66 %,尾渣中银含量降低了223.35 g/t.      

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

试验研究的矿石中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t;碳含量高达6.35%;其与铅锌共生关系密切而难以充分单体解离导致碳含量高,碳具有良好的天然可浮性和极强的吸附能力而严重影响铅、锌精矿质量并导致浮选药剂用量大、生产成本消耗高。依据矿石含量碳高、铅锌与其关系密切的特点,通过试验研究,确定了预先脱碳-铅锌优先浮选工艺流程,最终获得铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%;锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%的选矿指标。试验结果表明:对含碳量较高的铅锌矿石采用预先脱碳的技术措施可有效提高铅锌及伴生银的浮选综合回收指标和消除因含碳量高而带来的浮选药剂消耗量大及生产成本消耗高的问题。     

柿竹园多金属矿浮选硫试验研究

柿竹园多金属矿原矿中硫含量在1％左右,目前采用磁选选铁—浮硫—浮钨—浮萤石工艺,硫化矿全浮段没浮起的硫在目前的浮钨工艺中会在得到的黑白钨混合精矿中大量富集,含量有时可高达6％,影响黑白钨混合精矿质量.为把柿竹园黑白钨混合精矿中硫含量控制在2.5％以下提高产品质量,进行了硫化矿全浮段工艺优化试验.通过试验可知最佳粗选条件...     

超声波强化铜钼浮选过程的研究

斑岩型铜钼矿具有矿石性质复杂、嵌布粒度细、辉钼矿与黄铜矿可浮性相近等特点,导致在浮选过程中铜钼分离困难。利用超声波改变矿浆性质、矿物表面性质及药剂溶液性质。通过对某铜钼矿石采用超声波技术处理强化铜钼浮选分离,纯矿物浮选研究表明,采用超声波处理可以有效实现黄铜矿与辉钼矿的分离。实际矿石分选表明:在磨矿浓度为66.7%、矿浆pH=10.0、石灰用量为450 g/t、水玻璃用量为1 kg/t、YC药剂+丁基黄药用量为160 g/t+50 g/t、2#油30 g/t、磨矿细度 < 0.074 mm占77.2%时,获得混合铜钼精矿钼品位为2.96%,钼回收率为87.44%;铜品位为0.76%,铜回收率为92.77%。对铜钼混合精矿,在矿浆浓度10%下,经超声功率2 000 W处理时间20 min,浮选条件为矿浆pH=10、煤油用量为80 g/t、2#油用量为15 g/t、硫化钠用量为300 g/t,获得最终钼精矿Mo品位为22.19%,作业回收率为95.95%,钼总回收率为83.90%;铜精矿Cu品位为11.88%,作业回收率为98.27%,铜总回收率为91.16%,实现了铜钼矿物良好分离。      

浸出渣银浮选工艺试验研究

某浸出渣含银140 g/t左右,铜0.61%,锌24.23%,铅2.14%,硫7.43%;银在浸出渣中的形态比较复杂,通过粒度分析知90%以上的银集中在-0.074 mm的细粒级浸出渣之中。通过分析银化学性质和浸出渣银及各物质的性质,考虑用氯化钠、硫化钠等预处理改善浮选指标;加入乙硫氮组合药剂作用来提高银浮选指标。组合用药的试验研究表明,选择组合用药制度有助于银回收率的提高。同时进行了闭路流程比较,获得了较理想工艺流程。锌浸出渣通过一粗两精三扫流程,得到了品位达到了1 860~2 060 g/t,回收率达到75.2%~79%的银精矿,铜有一定的富集,但是品位和回收率显然都不高,品位只有7%,回收率大概在43%左右。本试验研究取得了一定的成果,希望对今后类似的锌浸出渣银回收提高一定借鉴和指导。     

某含银氧化铅、锌矿石浮选试验研究

该铅锌矿石,铅锌氧化率高,含泥量大,给铅锌选别回收带来困难。经试验研究,采用先硫后氧工艺流程及符合环保要求的药剂制度,获得铅精矿品位56.59%,回收率89.91%,锌精矿品位40.13%,回收率75.19%,铅精矿含银品位1539g/t,回收率78.16%。     

西藏某难选铅锌银硫多金属矿选矿工艺研究

西藏某难选铅锌银硫多金属硫化矿中铅、锌、硫矿物相互关系密切,特别是锌矿物内部普遍包含磁黄铁矿的离溶物以及细粒黄铜矿难以解离,并且部分磁黄铁矿可浮性较好,致使锌硫分离困难.针对该难选多金属矿的矿石性质,采用合理的一段磨矿铅、锌、硫依次优先浮选,浮选锌精矿磁选脱硫的工艺流程,对原矿中铅、锌、银、硫进行回收,通过详细的条件试...     

EDTA滴定法直接测定锌精矿中锌量

结合本地区锌精矿的特点和生产实际需求,在参考锌精矿测定锌量国标方法的基础上建立了锌精矿中锌量的快速测定方法。试样经盐酸、硝酸、硫酸、高氯酸分解后,氟化氢铵消除硅,铅生成硫酸铅沉淀,过硫酸铵氧化锰成二氧化锰沉淀,饱和氟化氢铵掩蔽三价铁,硫代硫酸钠掩蔽铜,氟化钾掩蔽铝,碘化钾掩蔽镉,以二甲酚橙为指示剂,在PH=5~6的六次甲基四胺缓冲溶液中,用EDTA标准溶液滴定至溶液由红色变为亮黄色为终点,测定结果即为锌量。该方法无需沉淀过滤分离铁,避免了氢氧化物铁沉淀对锌的吸附和包裹,操作过程简单、快速,分析结果准确可靠,更好的满足了生产实际的需求。