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。     

铜铅锌多金属混合精矿浮选分离试验研究

针对徐州某矿业公司经混合浮选-优先浮选流程得到的硫化铜铅锌混合精矿表面附着大量药剂、现场生产无法实现三者分离的问题,进行了浮选分离试验研究。采用脱药-铜铅混合浮选工艺,以硫化钠为脱药剂,然后以硫酸锌+亚硫酸钠作为组合抑制剂、Z-200+乙硫氮作为组合捕收剂,最终获得铜品位14.32%、铜回收率84.12%,铅品位25.36%、铅回收率69.55%,且锌含量7.86%的铜铅混合精矿以及锌品位52.29%、锌回收率95.85%的锌精矿。     

四川某难选硫化铅锌银矿石浮选试验

针对四川某铅锌银矿原选矿工艺不能适应矿石性质变化,而且在流程中使用氰化物的问题,对该矿矿石重新进行了浮选试验,结果表明：在-0.074 mm占85%的磨矿细度下,以石灰为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂、乙硫氮为捕收剂优先选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位为51.80%、铅回收率为64.75%的铅精矿和锌品位为53.55%、锌回收率为91.83%的锌精矿,银在铅、锌精矿中的总回收率达到83.75%。试验不仅使铅、锌、银的回收率与现场工艺相比有明显提高,而且实现了铅锌无氰分离。     

云南某铅锌矿选矿试验研究

云南某铅锌矿原矿铅品位为1.09%,锌品位为6.02%。其中锌主要以硫化矿的形式存在于矿物中,铅主要以氧化矿的形式存在。为了合理高效回收其有用元素,开展了选矿试验研究。原矿经过磨矿后,采用"一粗三精三扫"的浮选选锌试验流程和尾矿重选抛尾后再浮选铅的试验流程,得到了铅品位31.85%,回收率为40.18%的铅精矿;锌品位51.89%,回收率为84.96%的锌精矿。     

某金矿氰化尾渣浮选试验研究

某金矿的氰化尾渣中主要金属矿物包括可回收的有价金属元素铜、铅、锌。针对该氰化尾渣铜锌分离困难等问题,采用"铜铅混合浮选-铜铅分离-铜铅混选尾矿选锌"流程,在适宜条件下,得到铜品位为24.01%、回收率为90.49%的铜精矿;铅品位为67.80%、回收率为59.67%的铅精矿;锌品位45.93%,回收率为73.07%的锌精矿。     

云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究

采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究, 成功获得了铅精矿、锌精矿, 并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%, 锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。     

高氰高碱条件下从氰化尾渣中综合回收金银铅锌的研究与应用

青海某金矿氰化车间产生的氰化尾渣中,含有金、银、铅、锌等有价元素,其中金品位2.68g/t,银品位28.76g/t,铅品位1.27%左右,锌品位1.05%左右,均具有较高的回收利用价值。利用浮选工艺,在高氰高碱度介质中,在对氰化尾渣进行擦洗性磨矿,破坏金属矿物被氧化的矿物表面后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选流程,最终获得了铅+锌品位33.45%、金品位16.26g/t、银品位332.84g/t的浮选精矿,同时氰化尾渣中的砷被抑制,精矿中的砷品位仅为0.35%,实现了资源的综合回收。     

某含铅锌金矿石全泥氰化—尾渣浮选铅锌试验研究

某含铅锌金矿石中金属硫化物之间存在较复杂的矿物共生关系,以减少金的损失为优先条件,通过选矿试验研究,采用原矿全泥氰化;尾渣浮选铅锌工艺流程,金回收率达到95.69%,同时获得合格铅精矿和锌精矿,铅精矿品位66.41%、回收率79.24%,锌精矿品位51.88%、回收率89.49%。     

陕西某铅锌矿铅锌分离试验

针对某铅锌矿铅品位较低,氧化率高,锌矿物与黄铁矿、方铅矿密切共生等特点,采用优先浮选流程,以T9为抑制剂抑锌,用JBN 100+酯 121混合作捕收剂得到合格铅精矿,以硫酸铜活化锌得到合格锌精矿。最终得到铅精矿品位及回收率为49.40%和51.71%,锌精矿品位及回收率为50.70%和86.32%。     

广东某复杂铜铅锌矿浮选试验研究

广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹,导致现场铜、铅、锌浮选分离困难,为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明：在选铜时,选用FK 1与DS组合抑制铅锌,可有效解决精矿的互含问题;在高碱工艺下,采用先铜后锌的优先浮选工艺,铜铅粗泡再磨后经2次精选,能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿,铅锌总含量为1023%,达到铜精矿四级品要求;采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿,获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂,试验流程结构简单,现场实施比较容易,可作为现场改造的依据。     

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。     

广西某铅锌多金属矿浮选工艺研究

广西某铅锌多金属矿石矿物种类较多,Pb、Sb、Zn、S、Ag品位分别为2.75%、2.33%、12.24%、28.27%、96.08 g/t,属高品位复杂难选锡伴生多金属硫化矿。为给该矿石选矿工艺流程确定提供依据,对其进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选铅、选铅尾矿选锌的工艺流程。铅浮选采用组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠抑制铁闪锌矿、硫酸为活化剂、LW-01为捕收剂,经1粗2精2扫浮选脆硫锑铅矿,选铅尾矿以组合抑制剂石灰+y-As抑制硫铁矿和毒砂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫选锌,闭路试验可获得铅品位26.93%、锑品位23.35%、锌品位5.45%、银品位960 g/t、铅回收率87.91%、锑回收率87.82%、银回收率86.98%的铅锑精矿,锌精矿锌品位48.67%、锌回收率94.22%的指标。     

选冶联合工艺回收云南某铅锌尾渣中Pb和Zn

云南个旧某铅锌尾渣含铅9.87%、含锌6.25%,铅、锌多与脉石相互包裹,导致铅、锌分离较为困难。为回收该尾渣中铅、锌,进行了硫酸浸锌-浸渣重选选铅试验。结果表明：在浸出温度为70 ℃、硫酸用量为15%、氢氟酸用量为3%、给料粒度为-0.5 mm、液固比为1.5、浸出时间为120 min条件下,可以获得锌浸出率为97.02%、浸渣铅品位为15.37%的指标,浸渣磨细至-0.045 mm占90%,经摇床1粗1精重选,获得的铅精矿铅品位为45.68%、含锌0.24%、铅作业回收率为89.98%,铅锌分离指标较好。铅锌尾渣浸出反应后所得浸渣结晶状态比较致密,有新物相生成;浸出过程铅转变为难溶硫酸铅,锌转变为易溶硫酸锌,从而可通过固液分离实现分离铅、锌。     

山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究

对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。     

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...     

贵州某硫化铅锌矿选矿试验研究

贵州某硫化铅锌矿的矿物共生关系复杂,嵌布粒度大小不均匀。为实现矿石中有价金属铅和锌的高效利用,采用优先浮选工艺,并采用新型高效环保锌活化剂X-43替代硫酸铜,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程和药剂制度。试验结果表明,对于铅品位4.23%、锌品位8.02%的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,优先选铅时采用1次粗选、1次扫选和铅粗精矿再磨至-0.045 mm占65.5%后3次精选,可获得铅品位50.19%、回收率65.33%的铅精矿;选铅尾矿经活化剂X-43活化后,采用1次粗选、2次扫选和2次精选选锌;经全流程闭路试验可得到铅品位为57.63%、回收率为80.50%的铅精矿,以及锌品位为49.62%、回收率为92.52%的锌精矿,尽可能地实现了铅和锌的有效回收。研究结果可为新型高效锌活化剂X-43的应用和同类型铅锌矿石开发利用提供借鉴。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

某铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

以云南某铜铅锌硫化矿为研究对象,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,通过原矿细磨和铅粗精矿选择性再磨强化矿物单体解离,充分利用组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌的协调效应和选择性,捕收剂Z-200、乙硫氮及BK906的高选择性,在适宜工艺参数下,获得了铜品位22.78%、铜回收率83.28%、含铅3.01%、含锌4.23%的铜精矿,铅品位75.86%、铅回收率82.75%、含铜0.17%、含锌1.64%的铅精矿和锌品位51.87%、锌回收率93.16%、含铜0.24%、含铅0.31%的锌精矿。     

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。