夏塞某多金属硫化矿浮选回水试验

为节省水资源,降低浮选废水排放量,合理利用浮选回水中的有效药剂成分,以夏塞某多金属硫化矿为例进行浮选回水试验。根据矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程进行清水试验和回水试验。清水试验铜铅浮选废水不经处理直接回用,锌硫浮选废水经硫酸调整p H至7.0左右后再回用,且回水不混用。结果表明,回水闭路试验可获得品位18.54%、回收率66.46%的铜精矿,品位49.53%、回收率91.91%的铅精矿,品位40.32%、回收率82.77%的锌精矿,相比清水试验,铜铅锌回收率显著提高,且铜精矿、铅精矿中银品位分别为31 000,1 940 g/t,回收率分别74.74%、19.41%。该浮选工艺流程实现了资源的综合利用,提高了资源利用率,流程易于控制,生产便于管理,浮选废水的回用可节约新鲜用水量,可供实际应用参考。     

某铅锌矿选矿废水回用于铅锌浮选的效果研究

研究了内蒙古某铅锌矿选矿废水水质、废水处理中硫化钠用量及硫化钠添加位置对该废水回用于浮选时铅锌矿品位及回收率的影响。结果表明,当废水中COD_Cr和BOD₅含量超过92.10 mg/L和18.54 mg/L时,废水回用对浮选效果影响较大;废水回用前添加硫化钠1.5 kg/t至废水中,可有效降低浮选精矿中铅锌互含且不影响铅精矿品位及回收率,最终可得到铅品位57.52%、锌含量3.67%、铅回收率84.72%的铅精矿。     

青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究

对青海某地低品位铜铅锌银矿体进行了选矿试验研究。研究结果表明, 采用铜-铅-锌优先浮选方案和无毒(低毒)选矿药剂, 可从含铜0.16%、含铅2.60%、含锌3.84%、含银61 g/t的试样中获得含铜16.37%、铜回收率为49.07%、含银1 231 g/t、银回收率为9.67%的铜精矿, 含铅55.06%、铅回收率为86.81%、含银769 g/t、银回收率为51.69%的铅精矿和含锌46.80%、锌回收率为81.65%、含银206 g/t、银回收率为22.64%的锌精矿, 铜精矿、铅精矿和锌精矿中银的总回收率为84.00%。     

内蒙古某含银复杂多金属硫化矿选矿工艺研究

内蒙古某含银复杂多金属矿含银310.92g/t、铅4.65%、锌4.95%、铜0.44%、砷0.37%。矿石中铜、铅矿物共生关系复杂、嵌布粒度细、分离难度较大。经过多方案比较,采用了"铜铅部分优先浮选-铜铅混合精矿分离-铅、锌、砷顺序优先浮选"的工艺流程。最终获得的铜精矿中铜品位17.56%,铜回收率53.95%,银品位4 578.65g/t,银回收率20.20%;铅精矿中铅品位75.29%,铅回收率88.48%,银品位3 706.26g/t,银回收率65.85%;锌精矿中锌品位55.67%,锌回收率89.78%,银品位285.16g/t,银回收率7.38%;砷精矿中砷品位12.45%,砷回收率72.31%。     

陕西某低品位铜铅锌硫化矿石选矿试验

针对陕西某低品位铜铅锌硫化矿石性质的特点,采用铜铅部分优先混合浮选原则流程,以西北矿冶研究院研制的锌抑制剂T₈₀、铜铅混合浮选捕收剂酯-12、铜铅分离铅抑制剂T₈₁为关键药剂,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用1粗3精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铜品位为2896%、回收率为6371%、伴生银品位为98084 g/t、回收率为1795%的铜精矿,铅品位为4537%、回收率为8187%、伴生银品位为68996 g/t、回收率为3605%的铅精矿,锌品位为5044%、锌回收率为8936%的锌精矿。     

某低品位富银铅锌矿选矿试验研究

针对某富银铅锌矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌矿物的现状,采用高效无毒选矿药剂替换氰化钠的药剂制度和优先浮选的工艺流程。与原有氰工艺的生产指标相比,实验室试验指标铅精矿的铅回收率提高5.16%、银品位和回收率分别提高407.28g/t和12.18%,锌精矿中锌回收率也获得了提高。工业应用表明,在原矿铅锌品位降低的条件下,铅精矿中铅回收率得到小幅度提高、银品位和回收率分别提高283.15g/t和7.2%,锌精矿中锌回收率提高0.9%、银品位提高283.15g/t。实现了改有氰药剂为无氰药剂浮选分离铅锌矿的目标。     

西北某复杂金铜锌多金属矿石浮选试验研究

针对西北某复杂金铜锌多金属矿氧化率高、共生关系复杂的特点,采用铜锌优先浮选工艺方案进行矿石选矿试验研究。试验结果表明,在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可以获得铜品位为20.60%、铜回收率为91.12%、含金120.04 g/t、金回收率为83.50%的铜精矿,以及锌品位为54.88%、锌回收率为84.38%、含金7.88 g/t、金回收率为4.76%的锌精矿。     

萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

某铜铅锌矿清洁浮选技术研究

对某嵌布粒度不均匀的铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜铅混选-铜铅分离-尾矿选锌的浮选工艺流程, 采用硫化钠作铜铅分离调整剂, 可得到含铜19.87%、铜回收率83.46%的铜精矿, 含铅54.19%、铅回收率83.57%的铅精矿和含锌52.57%、锌回收率89.39%的锌精矿。矿石中的伴生银大多富集于各浮选精矿中, 银在铜、铅和锌精矿中的含量分别为165.2, 537.6和15.1 g/t, 银总回收率77.19%。各有价金属都得到了很好地回收。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究

针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。