合理用药改善浮选指标

<正> 广西大新硫化铅锌矿,属于中低温热液裂隙充填型矿床。矿石中主要有用金属矿物有方铅矿、闪锌矿和黄铁矿。脉石矿物有石英、绢云母、角闪石和绿泥石等。选矿工艺流程为一段闭路磨矿,铅、锌、硫依次直接优先浮选,主产铅、锌精矿,副产硫铁精     

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离—锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段...     

提高硫回收率的生产实践

<正> 黄沙坪铅锌矿选矿厂设计规模为1500吨/日,设备生产能力可达2000吨/日以上,生产铅精矿、锌精矿和硫精矿三种产品。矿床属铅、锌、黄铁矿多金属硫化矿矿床。选矿采用一段磨矿、等可浮浮选流程,一段磨矿细度-74微米64—70％。原矿品位铅3.6％、锌5.8％、硫14.5％。近年来,铅精矿品位、铅锌回收率都达到了较理想的水平,其中铅精矿品位大于71％,铅锌回收率分别大于90％和91％。硫的回收率前几年徘徊在45％左右,为此,我们在生产中不断探索,在原有等可浮流程的基础上,改善硫的浮选条件,使硫的回收率近两年达49％以上,每年多增产值50多万元。我们的具体做法如下。     

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。     

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。     

锌精矿质量统计分析

<正> 甘肃厂坝铅锌矿Ⅱ号矿体硫化矿矿石组成简单,主要有用矿物有黄铁矿、闪锌矿和方铅矿,其他有用矿物含量较少。铅、锌氧化率都在8%以下,原矿品位高、储量大,矿石易选。为给建厂设计提供依据,在小型试验的基础上,对Ⅱ号矿体硫化矿进行规模为60(公斤/小时)的连续浮选试验,试验流程及条件与小型试验大致相同。其原则流程为优先选铅,铅粗精矿再磨经四次精选得铅精矿;选铅尾矿进行锌硫混合浮选,混合精矿在高碱度介质中进行锌、硫浮选分离得硫精矿,锌经两次精选得锌精矿。     

国外某含碳高硫铅锌矿石选矿试验#br#

国外某含碳高硫铅锌矿石氧化程度不到2%,主要铅锌矿物为方铅矿、闪锌矿,黄铁矿占矿物总量的43.25%,主要脉石矿物为石英、钾长石、白云石等,各矿物嵌布关系密切,铅、锌嵌布粒度粗细不均。为确定矿石的合理选矿工艺,进行了选矿试验研究,结果表明,矿石经1粗1精脱碳,1次铅快浮粗选2次铅粗选2次铅扫选、3次铅快浮精选得到部分铅精矿,铅快浮精选1尾矿+铅粗选1+铅粗选2精矿一并进入再磨、5次铅精选,得到另一部分铅精矿,铅总精矿铅品位为58.42%、回收率为87.35%;铅尾矿1次锌快浮粗选2次锌粗选2次锌扫选、2次锌快浮精选得到部分锌精矿,锌快浮精选1尾矿+锌粗选1+锌粗选2精矿一并进入再磨、4次锌精选,得到另一部分锌精矿,锌总精矿锌品位为53.88%、回收率为87.59%。     

某锡铜铅锌多金属矿综合回收试验研究

该矿锡多金属矿含有锡、铜、铅、锌等多种有价金属矿物,综合利用价值高。试验主要在选锡前回收铜、铅、锌等伴生矿物,采用先铜铅部分混合浮选后锌浮选的工艺流程,闭路试验获得Cu品位23.49%,回收率85.98%的铜精矿;Pb品位56.22%,回收率80.77%的铅精矿;Zn品位47.09%,回收率87.21%的锌精矿。试验还获得了含S品位37.75%,回收率74.20%的硫精矿,同时尾矿中Sn的回收率为89.33%。达到了选锡前对铜、铅、锌等伴生矿物综合回收的目的。     

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%。     

广西某难选铅锌矿铅锌分离试验

广西某铅锌矿属铅低锌高、微细粒嵌布的难分离铅锌矿,铅品位为0.88%、锌品位为9.19%。主要含锌矿物为闪锌矿,含铅矿物较复杂,主要为脆硫锑铅矿、硫锑铅矿和方铅矿,且嵌布粒度极微细。为了高效开发利用该矿石资源,对该矿石进行了铅、锌分离回收试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2扫3 精选铅,1粗2扫3 精选锌,铅、锌1次精选尾矿和1次扫选精矿合并返回再磨,其余中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了锌品位为48.05%、锌回收率为91.13%的锌精矿,以及铅品位为26.63%、锑品位为21.80%、铅回收率为87.46%、锑回收率为86.30%的铅锑精矿,铅锑精矿铅含量较低的原因与矿石中主要含铅矿物脆硫锑铅矿和硫锑铅矿理论含铅量较低、嵌布粒度极微细有关,不适合细磨深选。     

西藏某高硫铜铅锌硫化矿浮选试验研究

西藏某铜铅锌硫多金属硫化矿,矿物嵌布粒度细、共生关系复杂,且含硫量较高。采用铜铅混合浮选→铜铅分离→尾矿抑硫浮锌浮选工艺流程。最终获得铜精矿铜品位28.22%、回收率85.29%,铅精矿铅品位57.49%、回收率85.61%,锌精矿锌品位44.17%、回收率62.96%,银在铜、铅精矿中的总回收率达到89.7%,实现了矿物的综合回收。     

某次生铜型高硫铜铅锌矿浮选工艺研究

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抑制剂开展了试验研究,研究结果表明：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-锌浮选”流程,能够解决次生铜及黄铁矿的影响,先获得铅铜混合精矿,再获得高品质铜精矿及合格锌精矿。     

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。     

青海某高硫高铁铅锌硫化矿选矿试验

青海某铅锌硫化矿中矿物间共生包裹关系复杂,主要硫化物磁黄铁矿占金属矿物总量的51%,锌以铁闪锌矿形式存在,锌硫分离难度较大。试验采用铅锌硫依次浮选流程,小型闭路试验获得铅品位51.58%,回收率89.98%的铅精矿和锌品位42.74%,回收率81.81%的锌精矿以及硫品位35.70%,回收率72.72%的硫精矿,试验指标较为理想。     

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。     

某富银铅锌多金属矿选矿试验研究

某富银铅锌多金属矿, 银、铅、锌的品位分别为225 g/t、3.26%、1.14%,所含矿物以硫化矿为主,另含有少部分氧化矿。为更好的回收细粒嵌布的银矿石,本文通过选用BK809作为硫化银铅捕收剂、采用“硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离—锌硫混浮尾矿再选氧化铅”工艺、并对硫化银铅精矿进行再磨处理,闭路试验获得了以下指标：铅总精矿中金品位3.56g/t、金回收率49.94%、银品位3777g/t、银回收率71.22%、铅品位55.57%、铅回收率71.73%;锌精矿中锌品位53.60%、锌回收率69.46%;硫精矿中硫品位40.90%、硫回收率45.79%,实现了矿石综合回收。     

某氧硫混合铅锌矿选矿试验研究

为高效回收四川某难选氧化铅锌矿,针对氧硫混合铅锌矿高泥、高氧化率、氧化铁矿物严重浸染铅锌矿物、性脆易于泥化的白云石和方解石含量高等问题,在原矿铅含量3.18%、锌含量5.49%、铅氧化率38.36%、锌氧化率73.95%的条件下,采用先选硫化、氧化铅矿物,再选硫化锌矿物,最后再选氧化锌矿物的工艺流程,得到了铅精矿铅品位45.36%、铅回收率85.33%,锌精矿锌总品位40.42%、锌精矿总回收率86.28%的良好选矿指标。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂,采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素,获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%,铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%,锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%,硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标;铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

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%。     

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。