立式螺旋搅拌磨机在某硫精矿再选中的应用

某硫精矿中损失的铅、锌金属主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,且方铅矿及闪锌矿的嵌布粒度细、单体解离度低,选别回收相对困难。采用抑硫浮选铅锌混合精矿的工艺流程,并通过立式螺旋搅拌磨机与水力旋流器分级构成的闭路循环对混合粗精矿进行再磨,磨矿细度达到-45μm含量占94.91%,再经3次精选,获得了铅品位11.01%、锌品位42.29%及铅回收率33.03%、锌回收率57.53%的铅锌混合精矿,硫精矿中杂质铅、锌含量之和从2.50%降低到了1.28%。通过进一步提高入选硫精矿的矿浆质量分数,并对立式螺旋搅拌磨机的操作和磨矿介质进行优化,可获得更好的选矿技术指标。     

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。     

从硫精矿中浮选回收铅锌混合精矿的试验研究及工业应用

云南某高硫铅锌矿选矿厂硫精矿含铅、锌较高,铅、锌主要分别赋存在方铅矿和闪锌矿中;硫精矿中方铅矿、闪锌矿的粒度分别以微粒、细粒为主,且多为连生体,但闪锌矿的单体解离度相对较好。为综合回收该硫精矿中的铅、锌金属,以石灰为黄铁矿抑制剂、硫酸铜为闪锌矿活化剂及DF-341为捕收剂,经1次粗选、2次扫选—粗精矿再磨后4次精选的工艺流程,粗精矿再磨细度-45 μm占92%,获得了产率为3.16%、铅锌品位之和为54.96%的铅锌混合精矿。基于推荐的工艺流程,优化确定了合理的选矿工艺并选择了先进适用的选矿设备,建设了700 t/d再选车间投入生产使用,取得了较好的效益。      

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

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。     

重晶石型复杂嵌布铜铅锌次生硫化矿的可选性研究

某铜铅锌次生硫化矿含大量重晶石,有用矿物嵌布关系复杂、粒度细,铅氧化率28.32%。矿石中的方铅矿和闪锌矿因夹杂细小铜矿物而自活化,抑制分离浮选困难,常规选矿方法和药剂难以分离出单一铜、铅、锌精矿。试验建议采用粗磨铜铅锌等浮流程,可获得铅+锌品位大于50%的含铜铅锌混合精矿,各金属回收率也较高。混合精矿再用专利冶金方法处理。     

高岭土尾矿中低品位铅锌硫化矿捕收-抑制-再活化浮选研究

对高岭土尾矿所含低品位铅锌硫化矿进行了分别回收铅、锌、硫精矿的浮选分离研究。采用捕收-抑制-再活化浮选工艺流程获得了铅品位和回收率分别为69.32%、75.95%的铅精矿, 锌品位和回收率分别为59.23%、82.53%的锌精矿以及硫品位和回收率分别为52.52%、70.22%的硫精矿。     

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。     

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%。     

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%。     

广西盘龙铅锌矿低碱浮选试验研究

针对广西中金岭南矿业有限责任公司盘龙铅锌矿选矿厂铅锌选矿回收率偏低、流程中矿循环量过大、流程不稳定等实际生产问题,进行了浮选流程优化试验研究.采用低碱选铅—高碱选锌流程,其中铅浮选采用苯胺黑药+丁基铵黑药的组合药剂作为捕收剂,硫酸锌作为抑制剂;锌浮选采用异丙基黄药作为捕收剂.对铅粗精矿进行了再磨,以提高金属解离度,减少...     

某氰化尾矿综合回收铜铅的试验研究

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程,对山东某黄金氰化厂氰化尾矿进行了实验室试验研究,结果表明:铅浮选采用一粗两扫三精的选别流程,选用水玻璃分散矿泥,硫酸锌抑制闪锌矿,异戊基黄药与乙硫氮作捕收剂,可取得铅回收率、品位分别为76.51%、43.28%的合格铅精矿;铜浮选采用一粗两扫两精的选别流程,选用脱药剂A、活化剂硫酸铜和B,捕收剂丁基铵黑药和Z-200号,可获得铜回收率、品位分别为62.03%、18.02%的合格铜精矿。     

都龙地区复杂铁闪锌矿强抑制后再浮选试验研究

针对文山都龙地区抑锌浮铜后被强烈抑制的铁闪锌矿难以活化,浮选回收率低的难题,采用以硫酸铜、硫酸铵和乙二胺磷酸盐组合形成的新型活化剂XYS-1强化活化,丁基黄药捕收,开展了条件试验、开路试验和闭路流程试验。在不添加石灰抑制黄铁矿、磁黄铁矿的情况下,通过一粗、两精、两扫、中矿顺序返回的浮选工艺流程进行试验。在原矿含锌品位4.48%时,获得了锌品位48.80%,选锌作业回收率92.85%的高品质锌精矿产品,尾矿中锌的品位为0.35%,锌的损失率仅为7.15%。采用以硫酸铜、硫酸铵和乙二胺磷酸盐为主要成分的新型活化剂XYS-1活化被抑制过的铁闪锌矿,获得了良好的效果,实现了铁闪锌矿的高效回收利用。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

某复杂铜锌硫化矿高效浮选分离新工艺研究

在铁闪锌矿和黄铜矿两种单矿物浮选试验的基础上,针对某复杂铜锌硫化矿石的原矿性质,用石灰抑制含铁矿物,硫酸锌抑制含锌矿物,丁黄药和2-巯基苯骈噻唑的混合药剂捕收含铜矿物,可以实现铜锌矿物的高效浮选分离。在开路试验基础上进行了实验室小型闭路试验,可获得铜精矿品位22.09%、铜回收率92.11%,锌精矿品位49.13%、锌回收率73.33%的选别指标。     

银铅无碱混选工艺分选含银低品位铅锌硫化矿石

对某含银低品位铅锌硫化矿进行了选矿工艺流程的试验研究.根据矿石性质,采用银铅混选(银铅粗精矿再磨)-锌浮选和银铅混选(银铅中矿再磨)—锌浮选两种原则工艺流程进行试验研究,银铅混选时,采用选择性的银铅捕收剂组合BK906+BK903G在近中性的无碱条件下将银矿物和硫化铅矿物浮出,获得银铅混合精矿;然后通过常规的石灰+硫酸...     

低碱混合浮选提高某铅锌矿中金浮选指标的工艺研究

为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。     

大厂铅锌多金属硫化矿混合精矿浮选新工艺探索

对大厂铅锌多金属硫化矿混合精矿的浮选分离工艺进行了研究, 探索了混合精矿经加温预处理后再进行浮选分离的工艺,并得到了较好的浮选试验指标。并探索了在加温基础上, 加入亚硫酸钠与硫酸锌作为抑制剂预处理混合精矿,然后再进行浮选, 通过一次铅粗选和两次铅精选, 铅回收率达到69.95%, 铅品位达到了39.97%, 锌含量降到了1.17%; 铅回收率较加温不加入抑制剂时提高了7.61个百分点, 较好地解决了铅锌多金属硫化矿混合精矿难分离的问题。     

内蒙古某多金属矿铜锌分离试验研究

内蒙古某多金属矿含有铜、锌资源,由于铜、锌矿物嵌布关系复杂、原矿品位铜低锌高、闪锌矿浮选活性好等特点,工业上一直未能实现铜、锌的综合回收。本研究通过优先选铜,抑制闪锌矿上浮,对铜粗精矿再磨增强铜、锌矿物的单体解离度,采用有机抑制剂HG-2强化硫酸锌和亚硫酸钠对闪锌矿的抑制,在原矿铜品位0.085%、锌品位1.046%的条件下,获得铜品位为23.68%,铜回收率为61.29%,锌含量4.31%的铜精矿和锌品位为52.53%,锌回收率为68.80%,铜含量为0.503%的锌精矿,实现了铜、锌资源的综合回收。