某铅锌氧化矿选矿试验研究

某矿石是一种含铅锌多金属氧化矿,铅锌氧化率分别高达56.30%和93.9%。本次试验采用摇床重选,摇床精矿经再磨-浮选、摇床尾矿直接进入浮选流程。选别流程为依次优先选别硫化铅矿物、铅氧化矿及锌氧化矿,获得了硫化铅精矿产率为7.65%、铅品位为61.00%、铅回收率为43.82%;氧化铅精矿产率10.15%、铅品位51.41%、铅回收率49.00%;氧化锌精矿产率为23.22%、锌品位为45.77%、锌回收率为85.02%的选别指标。     

宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。      

缅甸南邓溴水氧化锌矿浮选试验研究

针对缅甸南邓溴水氧化锌矿泥化严重,进行了脱泥后磨矿浮选和磨矿后脱泥浮选工艺的试验探讨。结果表明,脱泥后磨矿浮选锌回收率较直接磨矿后脱泥浮选高4.43%。在确定脱泥后磨矿浮选工艺的情况下,考察了磨矿细度、硫化钠用量、十八胺用量、分散剂种类与用量以及硫化时间对该氧化锌矿石浮选指标的影响。试验研究表明,采用硅酸钠作为分散剂优于六偏磷酸钠,硫化时间为180s时,硫化效果最佳,最终获得回收率为66.62%、品位29.35%的锌精矿。     

预先磁选工艺对某铜矿石浮选的影响

对某铜品位为0.96%的单一铜矿石,为进一步提高铜矿物的回收率,在原矿含有少量磁性铁矿物时,对磨矿产品增加预先磁选工艺,预先磁选后获得磁选精矿经过磨矿选铁,尾矿浮选选铜试验表明,较直接浮选可获得更高回收率的铜精矿。原矿经磨矿至-0.076 mm占65%,在磁场强度为716.56k A/m时预先磁选后获得磁选精矿经过再磨选铁,预选尾矿和弱磁选尾矿混合后浮选选铜试验,可获得产率为4.53%、铜含量为18.86%,铜回收率为90.87%的铜精矿。相对原矿磨矿直接浮选指标铜精矿产率提高0.03个百分点,铜品位提高0.50个百分点,铜回收率提高3.94个百分点。     

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。     

胶磷矿预先脱泥-浮选试验研究

某胶磷矿选厂入磨原矿中-0.074 mm粒级含量7.05%,这部分矿石一方面影响磨矿分级效果,另一方面影响浮选效果。为解决该问题进行了预选脱泥,即-0.074 mm粒级矿样直接浮选,而对+0.074 mm粒级矿样进行磨矿-浮选,结果表明,与原矿直接磨矿-浮选相比,脱泥磨矿效果可以提升8.90%,脱泥浮选产率提高了0.46个百分点,回收率提高了3.37个百分点,调整剂用量下降了0.64%,捕收剂用量下降了9.75%。     

某极低品位难选氧化锌矿选矿试验研究

为综合回收某极低品位难选氧化锌矿,在探索试验的基础上确定了反浮选工艺。试验分别考查了再磨磨矿细度、抑制剂用量及捕收剂用量等条件对浮选指标的影响。闭路试验结果表明,采用反浮选工艺进行氧化锌选别,在磨矿细度为-0.038 mm占68%,水玻璃用量为50 g/t,硫化钠用量为250 g/t,捕收剂Pr用量为80 g/t的条件下,对含Zn 1.99%的给矿进行闭路试验,可获得锌精矿Zn品位16.22%、Zn回收率76.29%的良好指标。研究结果可为极低品位难选氧化锌的浮选回收提供借鉴。     

极低品位泥质难选氧化锌矿浮选试验研究

新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。     

难选氧化锌矿浮选过程中脱泥作业的生产实践

氧化铅锌矿石嵌布粒度比较细、含泥比较高,为消除矿泥对选别流程的影响,一般需在选别前进行脱泥,采用旋流器两段闭路脱泥工艺流程在难选氧化锌浮选过程中应用后,取得了满意的效果,浮选氧化锌精矿的品位可以达到25.80%,回收率达到83.56%,尾矿品位为1.58%。两段闭路脱泥工艺对于稳定选别流程,提高选别指标具有重要的意义。     

云南某难选铅锌矿选矿新工艺试验研究

针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。