云南某地铅锌银多金属硫化矿的浮选试验研究

对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮-铅硫分离-尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、含Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%;锌精矿产率6.20%、含Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%;富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的选别指标。     

加拿大新布伦瑞克Heath Steele矿山中的矿石矿物学研究及影响从中回收金属和微量元素的因素

对加拿大新布伦瑞克Heath Steel选矿厂的原矿、精矿和尾矿的矿物学进行了详细的研究,以便确定主要矿石矿物的解离度和回收率,并查明微量元素的赋存状态和分布规律。1977年8月间,细磨矿石的元素平均含量(重量％):Zn4.34％,Cu1.25％,Pb1.64％,Ag90克/吨。矿石中主要微量元素为Ag、Cd、In、Co、Sb、Bi、As、Hg、Sn和Au。Ag呈固溶体状态赋存于黝铜矿—砷黝铜矿、方铅矿、As—Sb的含硫酸盐、Pb—Bi—Sb的含硫酸盐中。大约有一半的Ag被回收到Pb和Cu精矿中,其余部分损失在尾矿和Zn精矿中。由于主要的含Ag矿物也含有Sb和Bi,所以,用选矿方法回收Ag时,也将同时回收对提取冶金有害的元素。Cd、Hg和大部的In呈固溶体状态存在于闪锌矿中,从而被回收到Zn精矿中。部分In也呈一种次要的未查清的含铟矿物被回收到Cu精矿中。Co和As主要赋存于毒砂、辉砷钴矿、Co—Fe硫砷化物、黄铁矿和磁黄铁矿中,结果,这些矿物都进入尾矿。因此,在回收有价元素Co时,便会同时回收污染环境的元素As。矿石被磨至-270目粒级约占80％。在这一磨矿粒度下,单体的闪锌矿占71％,黄铜矿占66％,方铅矿占59％。在Zn、Cu和Pb精矿中,单体的闪锌矿、黄铜矿和方铅矿的回收率分别为85％、76％和80％;在Zn、Cu和Pb精矿中连生体的闪锌矿、黄铜矿和方铅矿的回收率分别为48％、5％和7％。尾矿中有些连生体的闪锌矿和黄铜矿的颗粒较大,通过细磨可使其解离。     

云南某难选铅锌矿选矿新工艺试验研究

针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。     

西南地区某铅锌矿重介质-浮选联合工艺分选试验研究

我国西南地区某铅锌矿石含Zn 14.28%,含Pb0.44%。为提高选厂处理量,采用"重介质-浮选联合"流程,结果表明,1～13mm原矿经重介质预先富集,可以丢弃产率39.38%,含Zn 0.97%,含Pb 0.061%的尾矿。重介质分选精矿和0～1mm原矿合并经磨矿浮选得到的最终精矿指标为:Zn品位58.53%,Zn回收率94.68%,Pb品位1.65%;Pb回收率83.95%;Ag品位220.88g/t;Ag回收率91.52%。     

某铅锌硫化矿石选矿试验研究

某铅锌硫化矿石矿物组成复杂,主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等,主要非金属矿物为石英。矿石中主要回收矿物为方铅矿和闪锌矿,银主要富集在铅矿物中。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿经1粗3精1扫选铅、选铅尾矿1粗3精2扫选锌闭路试验,可获得含Pb 60.67%、Pb回收率88.03%和含Ag 4 668.00 g/t、Ag回收率81.79%的铅精矿,含Zn 51.87%、Zn回收率89.65%的锌精矿。     

河南某高含银铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

河南某矿山I矿带铜铅锌银多金属硫化矿,其原矿中各有用矿物交代共生,嵌布关系复杂,尤其是原矿中部分含量较高的方铅矿及闪锌矿因自然环境的影响而部分氧化,造成浮选作业过程中有价金属富集困难,同时原矿中含类质同象态的伴生银矿物含量较高分布于不同矿物中。针对矿石性质,采用优先浮选工艺依次分离得到铜精矿、铅精矿、锌精矿,在其原矿含锌1.06%、铅1.65%、铜0.118%、银448.82g/t的条件下,获得了铜精矿含Cu18.50%、Ag60200g/t,Cu回收率50.92%;铅精矿含Pb45.85%、Ag6530g/t,Pb回收率67.03%;锌精矿含Zn50.65%、Ag865g/t,Zn回收率65.45%;其中Ag在以上硫化矿产品中的总回收率为79.85%,在单独铜精矿中回收率达到43.88%,有效解决了伴生贵金属回收过程中走向分散的问题。试验指标较好,为下一步工业化生产提供了良好的依据。     

某硫化铅锌矿浮选工艺研究

以甘肃某含银硫化铅锌矿为研究对象,确定了铅锌顺序优先浮选的工艺流程,其中铅浮选作业采用硫酸锌+亚硫酸钠作为组合抑制剂,BK919为捕收剂,锌浮选作业以硫酸铜为活化剂,以丁黄药为捕收剂。结果表明：针对含Pb 1.74%、Zn 2.86%、Ag 24.44g/t的原矿,闭路试验可以获得良好的选矿指标,其中铅精矿的Pb品位为58.25%、含Ag 582g/t,Pb回收率和Ag回收率分别为85.39%和67.58%,锌精矿的Zn品位为45.09%、Zn回收率达到82.05%,实现了矿石中有用金属的高效综合回收。     

河南某银铅多金属矿浮选工艺

研究某银、铜、铅、锌、钼多金属硫化矿的浮选工艺。采用新型铜捕收剂ERAZⅡ，部分优先浮选铜，然后铜铅混合优先浮选．混合精矿再铜铅分离。硫酸铜活化，无氰、无铬浮选锌。Cu，Pb和Zn精矿品位分别为17．09％，53．17％和52．59％，回收率分别为88．24％，79．44％和69．36％，银总回收率80．54％。Cu，Pb，Zn，Ag在尾矿中损失率分别为4．98％，2．31％，8．89％和19．46％。     

锌冶炼窑渣综合回收试验研究

锌冶炼过程中产出的窑渣含Ag、Au、Cu、Zn、Pb、Fe、C等多种有价元素。根据窑渣中有价元素的物相和嵌布特点,采用浮选的方法进行回收,获得煤精矿品位69.45%,回收率90.03%,发热量25.5 k J/kg,银精矿含Ag 1041 g/t、Au 6.7 g/t、Cu 3.1%、Zn 9.0%,回收率分别为Ag 77.60%、Au 65.93%、Cu74.76%、Zn 53.68%。     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

某高硫铅锌多金属矿选矿工艺试验

为高效回收利用某高硫铅锌多金属矿对其进行了半荧光分析、XRD分析和SEM分析及选矿工艺试验研究。试验研究结果表明：该矿可回收利用的金属元素为铅、锌、银,其中铅主要赋存于方铅矿中,锌主要赋存于闪锌矿中,银主要与方铅矿伴生;矿石中铅锌矿物紧密共生、嵌布特性复杂,其铅、锌、银的品位分别为1.76%、3.97%和22.03 g/t;试验采用浮铅抑锌的优先浮选工艺和正交试验优化浮选药剂制度处理该矿石,实现了铅、锌、银的综合回收,最终获得了含铅57.57%、含银564.26 g/t、铅回收率为89.63%、银回收率为70.18%的铅精矿,锌品位为46.44%、锌回收率为76.97%的锌精矿;实现了该矿的综合回收及高效利用。     

某难选铜铅锌多金属硫铁矿选矿试验

以某铜铅锌复杂难选多金属硫铁矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。试验结果表明：采用铜、铅、锌、硫依次优先浮选,锌精选时采用浮-磁联合工艺流程,在原矿含铜为0.18%、含铅为0.27%、含锌为1.45%、含硫为14.09%的情况下,闭路试验可获得含铜10.68%、铜回收率为41.65%的铜精矿,含铅42.88%、铅回收率为80.04%的铅精矿,含锌42.04%、锌回收率为84.11%的锌精矿,含硫40.21%、硫回收率为62.64%的硫精矿,实现了该多金属硫铁矿的综合利用。      

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。     

广西某低品位铅锌硫化矿选矿工艺优化研究

广西某低品位难选铅锌矿含铅0.61%,含锌2.61%,选矿厂采用铅、锌各一次粗选、两次扫选、四次精选优先浮选工艺流程,因生产过程中,流程容易波动,影响铅锌浮选指标。为给现场工艺流程优化改造提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了选矿优化试验研究。试验结果表明,在原矿磨矿细度不变的条件下,通过优化铅锌的药剂制度,并对锌中矿进行再磨,闭路试验可获得铅精矿含铅52.78%、铅回收率43.36%,锌精矿含锌50.49%、锌回收率为86.50%。相比现场生产指标,铅精矿品位提高了7.67%,铅回收率提高了10.92%,锌回收率提高了4.35%,铅锌浮选指标得到了明显改善。     

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。     

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅-活化选锌-硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1 732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1 430.97 g/t、回收率80.70%。     

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。     

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。     

某含碳铅锌矿铅锌分离试验研究

针对某难选含碳铅锌矿石, 采用铅锌依次优先浮选-铅、锌粗精矿再磨精选的浮选工艺流程, 成功实现了铅﹑锌的分离, 并以M作抑制剂, 对铅精矿进行脱碳, 获得了铅品位和回收率分别为45.39%和72.40%的铅精矿及锌品位和回收率分别为48.63%和81.56%的锌精矿。