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%。     

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。     

内蒙古甲生盘含碳高硫铅锌矿浮选分离工艺研究

内蒙古甲生盘矿是典型的含石墨型碳质高硫铅锌硫化矿石,原矿中由于石墨含量远大于方铅矿的含量,锌矿物属铁闪锌矿,含锌量仅54.64%,黄铁矿及雌黄铁矿合计矿量占矿物总量的46.15%,方铅矿、铁闪锌矿、石墨、黄铁矿、雌黄铁矿互含关系复杂,嵌布粒度较细,致使铅、锌、硫分离困难。在该工艺中采用细磨除碳、铅锌浮选中加强对硫矿物的抑制、锌粗精矿再磨精选等一系列措施,取得了较好的铅、锌、硫分离效果。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

某铅锌矿综合回收工艺技术

为了实现西藏某铅锌复杂难选矿石的铅、锌和硫的高效分离,采用优先浮选工艺流程对矿样的有用组分进行条件实验,以矿磨细度-74 μm 80％,采用乙硫氮+丁铵黑药为捕收剂,适量石灰+硫化钠硫酸锌为活化剂,浮选时间在4.5 min后,取得了满意的铅产品作业回收率;对铅的浮选尾矿以石灰作为(磁)黄铁矿的抑制剂及pH值调整剂,硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂,浮选达到了较高的锌产品回收率;硫粗选实验采用硫酸作为活化剂,丁黄药作为捕收剂获得了满意的硫产品回收率.该实验可获得铅精矿Pb回收率90.09％;锌精矿Zn回收率80.58％;硫精矿S回收率47.49％.从最终精矿产品可以看出,采用铅中矿顺序返回-锌全浮选-锌精矿磁选工艺可获得较好的铅、锌、硫等精矿指标.     

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%。     

高硫铅锌矿石中氧化铅回收技术研究

介绍了高硫铅锌矿中氧化铅的回收试验。试验结果表明，采用先硫后氧方法可实现氧化铅的浮选分离。     

某难选铅锌矿提升精矿品质试验研究

某铅锌矿在浮选时铅锌互含较高,铅锌精矿品位均达不到合格产品要求,针对存在的问题,本文研究了经济有效的提升铅锌精矿品质的选矿工艺技术,通过采用新型高效药剂与工艺相结合,较好的解决了铅锌互含的问题,铅锌精矿产品均获得了较高的品位,实验室闭路试验获得铅精矿含铅67.82%,铅回收率84.50%;锌精矿含锌53.57%,锌回收率91.75%。铅锌回收率均获得大幅提高,取得了显著的经济效益。     

高硫铅锌矿石部氧化铅中回收技术研究

介绍了高太铅锌矿中氧化铅的回收试验。试验结果表明，采用先硫后氧方法可实现氧化铅的浮选分离。     

四川某铅锌矿浮选试验研究

四川某铅锌矿主要回收元素为铅、锌。根据该矿石中铅锌矿石的矿物组成和有用矿物嵌布特征,此次试验采用先铅后锌的优先浮选流程,实现了铅、锌的有效分离回收。获得了铅品位和回收率分别为58.51%和69.22%的铅精矿,锌品位和回收率分别为49.38%和90.29%的锌精矿。     

某含易浮脉石型复杂铅锌矿浮选试验研究

某铅锌矿原矿Pb品位6.67%,Zn品位13.26%,矿石中含有一定量的易浮脉石——碳质物,同时含硫较高,原矿S品位32.51%,属复杂难选铅锌矿石。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“易浮脉石预先浮选-铅锌依次优先”浮选工艺流程进行试验研究,实验室闭路试验获得铅精矿铅品位53.22%,铅回收率85.07%,含锌8.73%;锌精矿锌品位56.19%,锌回收率83.68%,含铅1.23%,实现了铅、锌矿物和黄铁矿的高效分离。     

国外某复杂低品位铅锌矿选矿工艺优化及应用

某铅锌矿原矿铅含量为1.26%,含锌6.53%,含硫30.38%。生产上采用“铅锌依次优先浮选-中矿顺序返回”工艺流程,生产指标为铅精矿铅品位50.69%,含锌12.61%,铅回收率75.53%,锌精矿锌品位48.77%,含铅1.59%,锌回收率73.91%。铅锌互含较高,锌精矿指标不理想。为了解决该问题,本文在了解现场生产工艺流程及矿石性质的基础上,针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验,通过对部分药剂制度进行优化,采用特效捕收剂BK-LY11,同时在锌浮选回路采用中矿再磨工艺,显著改善了铅锌互含情况,有效提高了铅锌选别指标,并成功应用于生产实践,优化后获得的铅、锌回收率分别提高了5.83、8.46个百分点。     

贵州丹寨铅锌多金属硫化矿资源的高效回收试验

贵州丹寨铅锌矿中铅、锌品位分别为0.69％、11.04％,并伴生镉、锗及镓等有益组分.为了实现资源的高效开发利用,进行了铅锌及其伴生有益组成回收试验,并对铅锌尾矿中大量的石英进行了回收试验.结果表明,以硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物组合抑制剂、25号黑药+乙硫氮为铅组合捕收剂,采用"抑锌浮铅"流程,实现了方铅矿与闪锌矿的有效...     

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...     

综合回收锌矿石中伴生低品位铜铅工艺研究

某锌矿石中伴生有铜、铅等矿物,其中锌品位为3.29%、铅品位为0.084%、铜品位为0.11%,为原生硫化矿石。根据矿石性质采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选的工艺流程,进行了小型试验和工业试验,采用BK510抑铜浮铅工艺,工业试验指标与原重铬酸钾工艺流程指标比较,铅精矿品位由38.08%提高到60.59%,铅回收率由30%提高到45.20%,铜精矿品位由20%提高到21.43%,铜回收率由34%提高到40.04%,获得可观的经济效益。     

难选铅锌硫化矿浮选新工艺的研究

通过研究某铅锌硫化矿石的分选条件与药剂制度, 提出了处理该类矿石的分选新工艺。生产实践证明, 新工艺不仅在精矿质量和回收率比原工艺有了显著提高, 而且药剂耗量也大幅度降低, 取得了显著的经济效益和社会效益。     

云南某铅锌尾矿中金银硫的综合回收

云南某铅锌矿浮选尾矿含Pb 0.21%,Zn 0.25%,Au 0.76 g/t,Ag 44.72 g/t,S 26.55%,其中除了铅、锌之外,金、银、硫具有一定回收价值。为了综合回收其中的金、银、硫,文章针对该尾矿,开展了系统的试验研究。通过工艺矿物学研究可知,待回收矿物嵌布粒度较细,且微细粒级分布率较高,同时,样品中黄铁矿含量高,与待回收矿物共生关系密切,要想充分回收有用元素难度较大。依据样品性质及工艺矿物学研究,本次试验制定了"铅锌混合浮选—尾矿选硫"的原则工艺流程,采用乙硫氮与BK-N组合用药,加强金、银的捕收,实验室闭路试验结果：铅锌混合精矿Pb品位15.62%,Zn品位38.55%,含Au 15.83 g/t,含Ag 2 268.57 g/t,Pb回收率28.03%,Zn回收率53.69%,Au回收率7.63%,Ag回收率18.47%;硫精矿S品位48.77%,S回收率89.70%。通过试验进一步降低了尾矿中的有用组分含量,有效资源得到最大化利用。     

从铁尾矿中综合回收铜硫精矿的试验研究

以自行研制的LC1作捕收剂, 水玻璃作脉石矿物抑制剂, 采用铜硫混浮-铜硫混合精矿再磨-铜硫分离原则流程对某铁矿磁选尾矿进行了实验室研究,获得了铜精矿品位22.13%, 铜回收率81.88%, 硫精矿品位31.69%, 硫回收率76.34%的指标。     

高硫铅锌矿选矿工业试验研究

金东矿业入选原矿为高硫铅锌矿石,且原矿中方铅矿、闪锌矿、磁黄铁矿嵌布关系甚为密切,致使浮选生产指标差。公司为此开展了200 t/d的工业试验研究,试验结果表明,通过优化药剂制度,铅精矿铅品位和回收率分别提高26%及25%,工业试验效果显著。同时经济效益分析表明,本工业试验工艺流程对于类似高硫铅锌矿企业具有一定借鉴价值。