四川某低品位氧化铅锌矿石浮选试验研究

四川省某低品位铅锌矿矿石因氧化程度高、矿物嵌布粒度细、易泥化等特点,尤其是矿石中含有大量的赤、褐铁矿,而锌矿物以菱锌矿为主,且品位低,回收难度极大,此类矿石常被视为呆矿。本试验针对矿石特性按照阶段磨矿、优先浮选的原则流程,在传统的硫化浮选工艺基础上,采用组合捕收剂L-05选别氧化锌矿,最终获得了铅品位和回收率分别为50.22%和76.25%、含锌1.89%的铅精矿及锌品位和回收率分别为20.01%和56.14%、含铅1.52%的锌精矿,成功实现了氧化铅锌矿石的有效分选。     

某低品位石煤钒矿选冶联合提钒新工艺研究

为了更好地开发利用低品位的石煤钒矿,采用"浮选-焙烧-浸出-萃取"选冶联合工艺制取V2O5。重点介绍了浮选方面的实验研究,确立了浮选的最佳条件为:磨矿细度83.15%-0.074 mm、氢氧化钠1500 g/t(pH=11)、水玻璃500 g/t、煤油150 g/t、捕收剂醚胺200 g/t。得到混合钒精矿的品位为0.99%,并以浮选的钒精矿为原料,通过焙烧-浸出-萃取工艺,最终制取纯度达98.46%的V2O5。该工艺具有良好的可行性。     

低品位氧化锌矿新工艺研究

我国氧化锌矿储量丰富,但贫矿多、富矿少、难于选冶。由于低品位氧化锌矿品位低、杂质含量高、处理工艺复杂等,未能得到有效利用。采用在浆萃取工艺对低品位氧化锌矿进行研究,试验结果表明:采用在浆萃取工艺,矿浆浓度33%,初始硫酸浓度20 g/L,加入硫酸的同时加入萃取剂(30%P204+70%煤油)进行边浸边萃,试验时间为60 min;负载有机相用200 g/L硫酸进行反萃,相比O/A=4,时间15 min。锌浸出率超过97%,萃取率大于99%;硫酸溶液反萃可获得较高反萃率。     

新疆某复杂低品位氧化铅锌矿选矿工艺

新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。     

云南某氧化铅锌矿选矿试验研究

云南某氧化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低.通过多种方案的比较,采用硫化钠作铅矿物活化剂、丁基黄药作捕收剂优先选铅;选铅尾矿用十八胺作捕收剂的试验方案,获得了含铅50.60%、铅回收率为77.65%的铅精矿,以及含锌40.39%、锌回收率为75.85%的锌精矿.     

云南某氧化铅锌矿选矿预富集试验研究

云南某氧化铅锌矿利用现有冶炼工艺直接处理成本较高,选矿预富集可为该矿的经济开发提供有利条件.试验结果表明,采用"先硫后氧、先铅后锌"的选矿流程可以实现该矿的有效预富集,即在铅、锌的损失率分别为10.88％和8.61％的前提下,矿石铅品位由5.28％提高到10.63％、锌品位由11.40％提高到22.94％.     

低品位氧化铅锌矿浮铅研究

某低品位氧化铅锌矿含铅3.42%、含锌2.93%, 矿石中有用矿物嵌布粒度细且回收难度较大。为了合理开发利用此矿石, 进行了硫化-黄药浮铅闭路工艺流程试验。在六偏磷酸钠用量500 g/t、碳酸钠用量1 000 g/t、硫酸锌用量1 000 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、2^#油用量100 g/t、戊基黄药用量500 g/t的粗选条件下进行闭路试验, 最终获得氧化铅精矿铅品位为33.12%、回收率为68.89%, 实现了铅的有效回收。     

紫金矿业低品位与难选冶矿产资源的开发利用

我国矿产资源中小型矿山多、贫矿多、难选矿多与综合矿多.因此,除开发富矿体与综合利用之外,主要是开发利用低品位与难选冶矿产资源.紫金矿业集团股份有限公司于1990年代初期创业时,就开发利用低品位金铜矿床,并开发利用含砷＂卡林型＂金矿床和其它难选冶地质资源,为我国低品位和难选冶地质资源的开发利用开创了先例.     

某低品位氧化型金矿可选性试验研究

该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。     

云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究

云南某低品位铅锌矿嵌布粒度细,铅锌分离困难。为了综合利用资源,对其进行了详细的选矿试验研究。确定采用一段磨矿(-0.074 mm占75%)、优先浮铅的选矿工艺,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,最终获得了铅品位和回收率分别为55.38%和90.56%的铅精矿及锌品位和回收率分别为50.23%和91.31%的锌精矿。实现了铅锌的高效分离,试验指标优良。     

河南某低品位含钼白钨矿提高氧化钼回收率试验研究

河南某低品位钼钨矿主要有用矿物为辉钼矿和白钨矿，其Mo氧化率约20%左右，现场采用“先辉钼—后白钨”的浮选工艺。钼尾矿在选钨过程中，氧化钼在钨精矿中有一定富集，但回收率一直不高，仅占钼尾矿中总钼的30~40%左右。为提高白钨矿浮选过程中氧化钼的回收率，通过详细的药剂配比试验研究，开发出一种针对白钨矿和氧化钼回收效果较好的组合捕收剂。试验结果表明，采用该组合捕收剂，钨精矿中钼回收率提高至56.83%，钨精矿的产品价值得到显著提高。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

低品位铅锌矿选矿工艺的研究

某低品位铅锌矿含铅3．11％、含锌2．50％，采用一段磨矿(-0．074mm 66．640％)、优先浮铅的选矿工艺，用浮选硫化矿的常规药剂分选，可分别得到品位61．58％、回收率87.01％的铅精矿和品位48．69％、回收率62．91％的锌精矿．     

云南兰坪低品位氧化锌矿氨浸渣可浮性试验研究

针对云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿,陈启元教授课题组提出了"循环氨浸—萃取—酸性电积"新工艺,此工艺中氨浸后得到的浸出渣(简称氨浸渣)主要含有闪锌矿、锌铁尖晶石和部分未浸出的氧化矿(主要是菱锌矿),氨浸渣中锌含量较高,导致新工艺的总锌回收率低于80%。为此,对氨浸渣进行浮选处理,期望回收闪锌矿和未浸出的氧化矿,以提高整个工艺锌的总回收率。采用硫化—黄药浮选法,将氨浸渣中的闪锌矿和氧化锌同时进行富集。研究结果表明,氨浸渣经过球磨预处理后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选,得到品位为22.16%、回收率为68.97%的锌精矿,经"浸出—氨浸渣浮选"工序处理后锌总回收率达92.57%。     

西南某高铁银铅锌氧化矿浮选试验研究

西南某高铁银铅锌氧化矿主要矿物为白铅矿、铅铁矾、菱锌矿、异极矿、褐铁矿,银以类质同象形式赋存于铅矿物中。试验采用新型AF药剂对铅和银同时浮选,取得铅品位42%、含银1 460 g/t、铅回收率70%、银回收率达77%的银铅精矿。在浮选氧化锌时采用一项新的氧化锌浮选技术,不脱泥直接加新型LW51捕收剂,得到锌精矿品位20.15%、锌回收率63.92%。此选别工艺可有效处理该地区高铁银铅锌氧化矿石。     

云南某低品位硫-氧混合型铜矿石浮选试验

云南某铜矿石属典型的低品位、高氧化率硫 氧混合型铜矿石,含铜033%,其中硫化铜占有率为4909%,氧化铜占有率为5091%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0074 mm占8640%的情况下,采用1粗3精1扫流程浮选硫化铜矿物、1粗3精1扫流程浮选氧化铜矿物,可获得铜品位1858%、回收率7755%、金品位423 g/t的铜精矿。试验指标良好,实现了低品位硫 氧混合型铜矿石中铜、金的高效综合回收,可作为该矿石开发利用工艺设计的依据。     

云南某铅锌矿石选矿工艺研究

云南某铅锌矿中含铅4.18%,含锌8.04%,通过采用了有效选矿流程方案及药剂制度,成功进行了铅锌分离,并获得较高铅、锌试验技术指标,其铅精矿含铅βPb＝59.56%,含锌1.625%,铅回收率84.27%,锌精矿含锌49.126%,含铅0.53%,锌回收率79.43%。     

氧化铅锌矿分选工艺研究现状及进展

氧化铅锌矿因其性脆,易过磨,矿物组成复杂,细泥与可溶性盐含量高,较难选别。在查阅大量相关文献基础上,总结了氧化铅锌矿的分选工艺,着重介绍了冶金法、浮选法及新型工艺,并对这些工艺进行综合评述,提出了今后主要发展方向。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

我国氧化铅锌矿的选矿工艺概述

本文阐述了氧化铅锌矿的性质和难选的主要因素,旨在介绍国内在氧化铅锌矿的选别方法,以及国内在氧化铅锌矿处理中存在的一些问题,及对氧化铅锌矿发展前景的展望。