滇东北某高硫铅锌矿流程优化试验研究

针对滇东北某铅锌选厂产出铅精矿含锌和硫精矿含铅、锌较高的问题,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了流程优化试验研究。结果表明,该矿石矿物种类复杂,其中方铅矿、闪锌矿的粒度嵌布 极不均匀,现场采用“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨选工艺流程,嵌布粒度较细的方铅矿、闪锌矿、黄铁矿得不到充分单体解离。本研究提出采用“阶段磨矿、阶段 选别”工艺进行流程优化,对铅硫混合精矿再磨再选,在铅硫混合精矿再磨细度为-0.045 mm占70%的条件下,得到Pb品位为61.89%、Pb回收率为85.43%的铅精矿及Zn品位为49.05%、Zn回收率为93.91%的锌精矿。与优 化前相比,铅精矿中Pb品位提高1.57个百分点,同时Zn含量下降1.35个百分点,硫精矿中Pb、Zn含量均有所降低,锌精矿中Zn的回收率提高2.43个百分点。目前,现场依据优化工艺完成了选厂改造,采用立式螺旋搅 拌磨机进行二段磨矿,生产运营良好,较之前生产指标有一定提高。     

立式搅拌磨矿机在某锌粗精矿细磨中的应用

云南某铅锌锡多金属选厂锌硫分选锌粗精矿品位11.3%,92.71%的锌赋存于闪锌矿中,嵌布粒度细,锌回收指标较差。通过分析立式螺旋搅拌磨矿机结构、工作原理及锌粗精矿性质,采用立式螺旋搅拌磨矿机对锌粗精矿进行再磨试验。结果表明,立式螺旋搅拌磨矿机相比普通卧式锥形球磨机磨矿效果更好、最终选别指标更优。通过在原生产工艺流程上增加JM-1500型立式螺旋搅拌磨矿机对锌粗精矿进行再磨并配套水力旋流器分级构成闭路循环,最终锌精选给矿磨矿细度-0.074 mm 98.15%、锌回收率89.36%、品位43.65%,相比改造前分别提高了8.58,3.04,0.53个百分点,选别指标显著改善,每年可创造经济效益342万元。立式螺旋搅拌磨矿机的成功应用,可供其他类似选厂借鉴。     

某铅锌尾矿综合回收铅锌硫的生产实践

甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。     

浮选分级—抑制及再活化硫化矿混合精矿的分离浮选研究

对从苏州高岭土尾矿中用浮选法得到的硫化矿混合精矿进行了硫及铅锌混合精矿的分离浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用浮选分级-抑制及再活化浮选方法获得了铅、锌品位分别为19.95%、30.1%,回收率分别为82.00%、81.29%的铅锌混合精矿和硫品位和回收率分别为52.49%、75.5%的硫精矿。     

云南某高硫高铁铅锌矿浮选分离试验研究

云南某高硫高铁铅锌矿含铅5.80%,含锌18.90%,含硫36.40%,属于复杂难选硫化矿,其中伴生贵金属银含量达80g/t。矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。通过对铅锌多金属硫化矿的浮选分离研究,采用"铅硫混合浮选—铅硫分离—尾矿再选锌"的浮选工艺流程,在磨矿细度为-74μm占70%时,优化药剂条件与添加方式,获得良好的分选指标。获得了铅精矿铅品位58.37%,铅回收率86.02%,锌精矿锌品位为50.25%,锌回收率为94.38%,铅精矿含银430.9g/t,银回收率为44.84%,有价元素得到了有效回收。     

某铅锌矿立磨机与球磨机磨矿效果对比试验研究

立磨机和球磨机都是大型工业磨粉设备,被广泛应用于选矿、冶金、化工和煤炭等行业。本文针对某铅锌矿对比两种磨机的磨矿效果,采用立磨机与球磨机进行磨矿试验,并对试验产品进行筛分分析、单体解离度分析及浮选试验。试验结果表明:立磨机磨矿试验产品中粗粒级含量较球磨机试验产品下降了0.6百分点,方铅矿和闪锌矿单体解离度分别提高2.28和1.60百分点;立磨—浮选试验产品中铅精矿中铅品位及累计回收率较球磨机分别提高0.65和0.61,锌精矿中锌品位及累计回收率较之分别提高0.34和1.03百分点,硫精矿中铅和锌含量分别下降0.02、0.06百分点。综上所述针对该铅锌矿立磨机磨矿效果均优于球磨机。      

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳-铅锌硫依次浮选-铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。     

从硫精矿中浮选回收铅锌混合精矿的生产试践

云南某高硫铅锌矿选矿厂硫精矿中损失的方铅矿及闪锌矿嵌布粒度细,且多为连生体,加上硫精矿性质复杂,再选回收难度大。基于选矿试验研究推荐的工艺流程,硫精矿再选车间设计采用机械搅拌式浮选机进行1次粗选及1次扫选,粗精矿经立式螺旋搅拌磨机细磨至-45μm 92%,再经射流浮选机3次精选;在投入生产使用后,通过设备改造完善、工艺操作优化等,解决了生产中发现的主要缺陷及问题,提高了选矿工艺流程的适应性与稳定性,获得了产率为2.34%及铅、锌品位之和为53.30%的铅锌混合精矿,取得了较好的效益。为硫精矿资源二次回收利用提供了一个可供参考和借鉴的生产应用试例。     

某微细粒含碳高硫铅锌矿选矿试验研究

某铅锌矿含铅7.41%、锌13.70%、硫31.25%、碳1.45%,铅锌矿物嵌布粒度微细,属微细粒高硫含碳难选硫化铅锌矿。根据矿石性质,采用“脱碳—铅锌依次优先浮选—铅锌粗精矿再磨精选”工艺流程考察了碳粗选磨矿细度、铅锌粗精矿再磨细度和铅锌浮选药剂制度对选别指标的影响。结果表明,以BK9032为方铅矿捕收剂,以硫酸锌+亚硫酸钠为铅粗精矿精选组合抑制剂,以石灰为黄铁矿抑制剂和pH调整剂,丁基黄药为闪锌矿捕收剂,在碳粗选磨矿细度为-0.074 mm占98%条件下,经实验室闭路试验,可获得铅品位57.91%、铅回收率85.24%的铅精矿和锌品位53.44%、锌回收率86.17%的锌精矿。     

福建某高硫、低品位复杂多金属矿选矿试验研究

福建某高硫低品位复杂多金属铅锌硫化矿的硫含量高达25.40%,铅锌品位很低,有用矿物产出形式较为复杂,交代穿插现象多见,嵌布粒度分布不均。经研究探索后,采用阶段磨矿阶段浮选流程,铅、锌、硫依次优先浮选。确定了合适的工艺流程和合理的药剂制度,第一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占85.74%,获得铅锌粗精矿;铅锌粗精矿分别再磨至-0.045 mm粒级占90%左右,铅回路采用一粗、四精、二扫流程,锌回路采用一粗、四精、二扫,硫回路采用一粗、一精工艺流程,小型闭路流程试验获得了铅品位42.13%,回收率64.25%的铅精矿,铅精矿中含锌5.47%;锌矿物锌品位40.27%,回收率61.07%,锌精矿中含铅1.07%,硫精矿硫品位为43.31%,回收率为85.48%,硫精矿中含铅锌分别为0.14%和0.58%。     

某高泥低品位铅锌银硫矿选矿工艺研究

某高泥低品位铅锌银硫矿含Pb0.78%、Zn1.36%、Ag9.92g/t、S2.51%。在磨矿细度-0.074mm 65%条件下,采用铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离选矿工艺流程处理该矿物,可分别获得铅品位63.62%、回收率88.41%的铅精矿,锌品位55.24%、回收率88.14%的锌精矿,硫品位39.78%、回收率61.15%的硫精矿,银主要富集于铅精矿中,银的回收率为53.98%。     

甘肃某多金属硫化矿浮选新药剂研究

摘S要SS为解决甘肃某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题,进行了脱硫作业和铜与铅锌分离作业辅助抑制剂T11和TC的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位22.78%,含铅+锌14.30%,铜回收率80.60%;铅锌精矿铅+锌品位39.23%,铅+锌回收率175.16%。与现场药剂制度相比,铜回收率及铅+锌回收率基本相当,铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小,铜精矿铜品位提高1.01%,铅+锌含量降低2.04%;铅锌精矿铅+锌品位提高2.16%。     

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。     

难选富银铅锌矿选矿工艺的研究

针对富银铅锌矿的硫铁矿含量高、易浮,并存在局部氧化的矿石性质,采用自行研发的高效选择性捕收剂YN-1选铅,用组合调整剂石灰和胶体碳酸锌(加在磨机)抑锌、硫,中矿集中返回再磨的工艺流程处理该高硫铁硫氧混合铅锌银矿石,取得了突破性进展.当原矿铅、锌品位均为4%左右,硫品位达36%,铅氧化率34%时,获得铅精矿品位47.18%、铅回收率73.17%,铅精矿含银1684.89 g/t、银回收率65.05%,锌精矿品位40.78%、锌回收率71.69%的指标,比原工艺工业试验指标大幅度提高.     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

某含碳高硫铅锌矿综合回收工艺技术研究

新疆某铅锌矿矿石硫含量高,且含有一定量的碳质物,属含碳高硫的复杂难选铅锌矿石。矿石中方铅矿嵌布粒度不均匀,且与闪锌矿、黄铁矿共生关系复杂,严重影响选矿过程中铅锌分离及铅硫分离。根据原矿性质,采用“预先脱碳-铅锌硫依次优先”浮选工艺流程进行试验研究,实现了铅、锌矿物和黄铁矿的高效分离,铅精矿铅品位59.84%,铅回收率88.02%,含锌3.66%;锌精矿锌品位52.34%,锌回收率94.05%,含铅1.45%,硫精矿硫品位50.26%,硫回收率88.13%。     

经铜离子活化后的某铅锌硫混合精矿中闪锌矿的浮选分离研究

针对经铜离子活化后含有大量捕收剂和起泡剂的某铅锌硫混合硫化矿精矿, 采用方铅矿和黄铁矿混浮、抑制闪锌矿的部分混合浮选工艺, 在活性炭脱药、硫化钠和硫酸锌联合抑锌的药剂制度下, 实现了闪锌矿从硫酸铜活化后的铅锌硫混合精矿中的有效分离。对于铅、锌品位分别为9.32%和20.01%的原矿, 闭路试验分离出了锌品位为36.04%、回收率为89.41%的锌精矿。     

某含碳高硫铅锌矿综合回收工艺技术

新疆某铅锌矿矿石硫含量高,且含有一定量的含碳质物,属含碳高硫复杂难选铅锌矿石。矿石中方铅矿嵌布粒度不均匀,且与闪锌矿、黄铁矿共生关系复杂,严重影响选矿过程中铅锌分离及铅硫分离。根据原矿性质,采用"预先脱碳—铅锌硫依次优先浮选"工艺流程处理该矿石,实现了铅、锌矿物和黄铁矿的高效分离,所得铅精矿铅品位59.84%,铅回收率88.02%,含锌3.66%;锌精矿锌品位52.34%,锌回收率94.05%,含铅1.45%,硫精矿硫品位50.26%,硫回收率88.13%。     

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。     

郴州市某铅锌硫化矿石选矿试验

郴州某铅锌硫化矿石矿物种类繁多,主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,主要脉石矿物为方解石、云母、绢云母、高岭石、白云石等,矿石铅、锌、硫品位分别为3.93%、2.29%和6.01%,硫化铅占总铅的78.88%,氧化铅占总铅的9.42%,硫化锌占总锌的95.93%;方铅矿主要呈粒状不均匀嵌布,闪锌矿主要呈不规则状、他形粒状或浸染状嵌布。为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占72%的情况下,采用1粗3精2扫流程抑制锌硫浮铅,1粗2扫流程混浮锌硫,1粗2精2扫流程锌硫分离,最终获得铅品位为60.78%、回收率为73.61%的铅精矿,锌品位为45.33%、回收率为85.94%的锌精矿,硫品位为36.71%、回收率为44.53%的硫精矿。