某高泥氧化铅锌矿硫化焙烧——浮选试验

某高泥氧化铅锌矿铅、锌品位分别为3.45%、4.64%,铅、锌均主要以氧化矿的形式存在,分别占总金属量的69.65%、53.02%,常规选矿工艺难以回收。为合理开发利用该矿石,采用硫化焙烧—铅浮选—锌浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,原矿经硫化焙烧—焙砂磨矿(-0.074 mm 85%)—1粗2精2扫优先浮选铅—浮铅尾矿1粗1精2扫选锌闭路流程选别,可获得铅品位45.12%、含锌6.42%,铅回收率78.27%的铅精矿和锌品位46.31%、含铅2.46%,锌回收率72.74%的锌精矿,实现了该矿石资源的高效回收利用,可为开发同类矿石提供技术参考。     

新疆某难选硫化铅锌矿浮选试验

新疆某硫化铅锌矿石铅、锌品位分别为1.14%、3.26%,铅、锌均主要以硫化矿的形式存在,分布率分别为85.09%、91.72%。有用矿物主要为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物以碳酸盐矿物和石英为主,嵌布关系复杂。为回收利用矿石中的铅、锌,采用铅优先浮选再选锌的工艺流程进行选矿试验。结果表明,固定磨矿细度-0.074 mm 80%,铅优先浮选以碳酸钠为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为组合抑制剂、乙硫氮为捕收剂,选铅尾矿锌浮选以石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,最终1粗4精2扫铅浮选—1粗3精2扫锌浮选闭路试验可获得铅品位51.42%、含锌5.24%、铅回收率84.67%的铅精矿和锌品位52.82%、含铅0.96%、锌回收率89.29%的锌精矿,实现了矿石中铅、锌的分离与回收,可供该铅锌矿确定选矿工艺流程参考。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

广东惠东某含铜白钨矿石浮选试验

广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。     

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。     

广西河池某铅锑锌多金属硫化矿选矿试验研究

广西河池某铅锑锌多金属硫化矿主要有价元素铅、锑、锌品位分别为1.18%、1.10%、2.12%,均主要以硫化矿的形式存在,并可伴随回收银、金,综合利用价值较高。为合理开发利用该矿石,采用铅锑混合浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离的部分混浮工艺流程进行选矿试验。结果表明,在条件试验确定的最佳药剂制度下,原矿磨矿至-0.074 mm占72.97%,经1粗2精2扫铅锑混合浮选—1粗1精2扫锌硫混合浮选—1粗1精1扫锌硫分离浮选闭路流程选别,可获得铅品位30.91%、锑品位28.45%、含银843.79g/t,铅回收率87.47%、锑回收率86.12%、银回收率83.54%的铅锑精矿和锌品位53.26%,锌回收率87.19%的锌精矿及硫品位38.52%、硫回收率31.93%、含金12.98 g/t、金回收率74.71%的硫精矿,实现了铅、锑、锌、硫及银、金的高效回收,为该矿石资源的综合利用提供技术参考。     

黑龙江某难选锌铁矿浮选-磁选联合选别工艺研究

黑龙江某锌铁矿石由于矿物组成复杂,且毒砂等含砷矿物含量较高而难以有效回收利用。针对该锌 铁矿的矿物组成及粒度嵌布特征,开展了优先浮选闪锌矿、浮选尾矿进行磁选回收磁铁矿的工艺流程试验。结果 表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占 75% 条件下,以硫酸铜为活化剂、亚硫酸钠为抑制剂、硫氨酯为捕收剂,经过 1 粗 3 精 2 扫的闭路浮选工艺流程,可以获得 Zn 品位 47.45%、Zn 回收率 94.31%、As 品位 0.13% 的锌精矿,同时获得 Fe 品 位 31.84% 的锌浮选尾矿;将锌浮选尾矿在磁选粗选磁场强度 79.6 kA/m 条件下经过 1 次磁选粗选,粗精矿再磨至细 度-0.038 mm 占 85%,经磁场强度条件下 55.7 kA/m 二次磁选,可以获得 Fe 品位 67.54%、Fe 回收率 50.81%、As 品位 0.06%、S 品位 0.28% 的铁精矿。试验结果可为复杂难选锌铁矿石的有效回收利用提供依据。     

贵州织金某铅锌矿石浮选试验

贵州织金某低品位铅锌矿石铅品位1.50%,锌品位较低,仅0.92%,铅、锌主要以方铅矿和闪锌矿的形式存在,嵌布粒度较细,与脉石紧密共生。为合理开发利用该矿石,按优先浮选铅再选锌的原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 74%的条件下,以SN-9+丁胺黑药为铅浮选组合捕收剂,丁基黄药为锌浮选捕收剂,1粗1精抑锌浮铅—浮铅尾矿1粗2精1扫浮锌、中矿顺序返回的闭路试验可获得铅精矿品位49.21%、回收率89.38%,锌精矿品位44.67%、回收率62.82%的良好指标,实现了该矿石中铅、锌的回收利用。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

极低品位泥质难选氧化锌矿浮选试验研究

新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。     

某选铁尾矿中低品位钼、锌分选回收试验研究

某磁铁矿山选铁尾矿中硫化矿物以含钼、锌矿物为主,钼、锌品位较低,分别约0.026%、0.094%。为充分回收钼、锌资源,进行了全硫浮选和优先浮选试验。结果表明,优先浮选方案指标更为理想。通过一粗两精两扫得钼粗精矿、钼粗精矿再磨至-0.037mm占80%后,进行4次精选得钼精矿,选钼尾矿经过一粗三精二扫得锌精矿,获得钼精矿含钼46.89%、回收率68.96%,锌精矿含锌45.30%、回收率66.64%的指标,较好地实现了对矿石中钼、锌的回收。     

云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验

云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%,锌品位为 2.76%,并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰,不利于贵重金属回收的特点,开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术,用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用,进行了铅的浮选回收试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,漂白粉+过硫酸钠为抑制剂,经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮,铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅,选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌,最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿,锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿,实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比,漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。     

某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅分离浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差。矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难。对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:(1)铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;(2)采用重铬酸钾+LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;(3)原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)—1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)—1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标。该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考。     

云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验

云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%，锌品位为 2.76%，并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰，不利于贵重金属回收的特点，开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术，用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用，进行了铅的浮选回收试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%，以 Z200+乙硫氮为捕收剂，漂白粉+过硫酸钠为抑制剂，经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮，铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂，以 Z200+乙硫氮为捕收剂，经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅，选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌，最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿，锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿，实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比，漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。     

某高硫铅锌矿石选矿试验

某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。     

黑龙江某铜锌硫化矿优先浮选试验研究

某铜锌硫化矿为了解决现场铜精矿品位低的问题,对该矿石进行了抑锌浮铜优先浮选试验研究。开路试验结果表明：当磨矿细度为-0.074 mm75%,以硫酸锌与亚硫酸钠作为锌矿物组合抑制剂、Z-200和丁基黄药为铜矿物组合捕收剂,对铜矿物采用1粗3精1扫工艺流程,可获得铜品位19.80%、铜回收率48.60%、锌品位15.80%的铜精矿;以硫酸铜作为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂,对锌矿物采用1粗3精工艺流程,可获得锌品位49.60%、锌回收率53.01%、铜品位0.92%的锌精矿,实现了铜、锌的综合回收。     

某铜铅锌多金属硫化矿石浮选分离试验

某铜铅锌多金属硫化矿石矿物组成复杂,金属矿物主要为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、褐铁矿,微量菱锌矿、白铅矿、黝铜矿、铅黄,脉石主要为长石、石英,少量方解石、绢云母等。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占70.92%条件下,经1粗2精2扫铜铅混合浮选、混合精矿经1粗2精2扫铜铅分离浮选、混合尾矿经1粗2精2扫选锌闭路流程试验,获得的铜精矿铜品位为23.59%、银品位为1 659.66 g/t,铜回收率为86.49%、银回收率为76.39%;铅精矿铅品位为50.35%、铅回收率为63.33%;锌精矿锌品位为50.56%、锌回收率为86.02%,铜铅锌矿物得到有效分离和回收。     

新疆某混合铅锌矿浮选试验

新疆某混合铅锌矿铅、锌品位分别为5.67%、8.50%,矿石氧化率高,以硫化矿形式存在的铅、锌分别占76.01%、61.66%,且有用矿物嵌布关系复杂,单体解离困难。为确定适宜的选矿工艺流程,分别采用全混合浮选和部分混合浮选原则流程进行试验。结果表明:部分混合浮选流程指标较全混合浮选流程要好;原矿经磨矿(-0.074 mm 70%)—1粗2精2扫闭路流程处理,可获得铅品位22.04%、锌品位为23.85%,铅回收率71.56%、锌回收率52.39%的铅锌混合精矿。     

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。     

云南某氧化锌矿不脱泥浮选试验

云南某氧化锌矿锌品位7.08%,86.72%的锌以碳酸锌的形式存在,硫化锌含量很低,主要金属矿物为菱锌矿、白铅矿、闪锌矿、方铅矿等。为实现该氧化锌矿不脱泥浮选回收,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,原矿优先浮选硫化锌后,采用碳酸钠调整矿浆p H=9.5,以六偏磷酸钠为抑制剂、GX100为捕收剂进行1粗1精2扫氧化锌闭路浮选试验,可获得锌品位24.20%、回收率77.04%的氧化锌精矿,可供其选择选矿工艺流程参考。