某复杂难选铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

针对某复杂难选铜铅锌多金属矿样采用先选硫化矿后选氧化矿的原则流程,确定了"铜铅混浮—铜铅分离—再浮锌—选氧化铅"的浮选工艺,小型闭路试验可以获得含铜19.51%、铜回收率66.72%的铜精矿,含铅59.39%、铅回收率54.48%的硫化铅精矿,含锌40.98%、锌回收率64.29%的锌精矿,含铅44.78%、铅回收率21.22%的氧化铅精矿,实现了有价矿物铜铅锌矿的有效分离目标。     

四川某硫化铅锌矿石铅浮选工艺优化研究

四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25#黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。     

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。     

河南某富银铅锌矿选矿试验研究

为了最大程度将银富集在铅精矿中,采用先选铅银后选锌的优先浮选工艺。着重进行了铅银混浮时粗选捕收剂、抑制剂种类试验。试验结果表明,乙硫氮和丁基铵黑药组合捕收剂与硫酸锌和亚硫酸钠组合抑制剂能获得较好的结果。闭路试验可以获得含铅68.14%、铅回收率94.21%、含银4407.55g/t、银回收率91.29%的铅精矿和含锌56.32%、锌回收率85.62%的锌精矿。     

某难选铜铅混合精矿的分离试验研究

广东某选厂铜铅混合精矿用常规浮选方法分离困难,严重影响企业效益。为此,针对矿石性质和磨矿特性,找到了一种分离该难选铜铅混合精矿的新方法。试验采用高频振动细筛先将混合精矿分级,然后对＋0．088mm筛上粒级进行摇床重选,对-0．088mm筛下粒级以CMC和亚硫酸钠与水玻璃作联合抑制剂、以Z-200作捕收剂进行抑铅浮铜,有效地解决了该铜铅混合精矿的分离难题,小型试验得到了含铜24．15％、含铅3.68％的铜精矿和含铅63．70％、含铜1．90％的铅精矿,工业试验铜精矿含铜22．35％、含铅4．02％,铅精矿含铅60．31％、含铜2．79％。试验结果对同类型中小矿山有参考价值。     

降低铅锌精矿含杂的途径

白音诺尔铅锌矿南矿带矿石性质复杂,精矿质量差、回收率低,铅精矿含锌9%左右,锌精矿含铅2%5～2.5%。铅精矿品位63%,回收率84%;锌精矿锌品位46％,回收率82％。针对上述问题在试验室进行多种磨选流程的试验,脱(选)泥碳分支阶段磨选流程和脱(选)泥碳分支浮选部分铅粗精再磨流程都能降低铅、锌精矿中锌、铅互含量,同时能提高铅、锌精矿品位和回收率,这两种脱泥碳流程与目前该矿采用的生产流程(用同一矿样试验指标)相比:铅精矿含锌分别降低1.45％和1.41％,锌精矿含铅分别降低0.63％和0.39％;铅精矿品位分别提高6.23％和1.70％,回收率分别提高4.27％和0.71％;锌精矿品位分别提高4.54％和0.12％,回收率提高2.39％和接近。     

某铅锌矿选矿工艺试验研究

该铅锌矿为深度氧化矿石,其中铅的氧化率达38％,锌的氧化率达49％,众所周知,铅锌的氧化矿物较难回收利用,试验表明采用优先浮选铅再浮选锌的浮选工艺,流程合理,技术指标较高,闭路试验可获得含铅大于70％、锌小于3％的高质量硫化铅精矿,含锌大于53％、铅小于1％的硫化锌精矿,达到铅锌分离的目的。硫化铅浮选尾矿经浮选脱除氧化铅,以降低锌入选原料的含铅量,为降低锌精矿中铅的含量创造了条件;氧化锌采用重选回收,工艺可行。     

新疆某低品位铜铅锌矿优先浮选试验研究

针对某低品位铜铅锌矿石的综合回收开展分离浮选试验研究,采用优先浮选分离流程,选用江西理工大学自主研发的LP-01作为选铜捕收剂,在原矿品位铜0.52%、铅0.57%、锌1.9%的条件下,进行闭路试验,获得铜精矿含铜24.27%、含铅2.03%、含锌2.58%、铜的回收率为88.56%,铅精矿含铅50.73%、含铜2.53%、含锌8.69%、铅的回收率为70.10%,锌精矿含锌52.10%、含铜0.36%、含铅1.31%、锌的回收率为81.99%。试验结果对实际生产具有指导意义。     

某含铅锌银矿浮选工艺研究

采用混合浮选和优先浮选工艺处理某含铅锌银矿综合回收银、铅和锌。混合浮选精矿Ag品位5028g／t，银回收率94．11％．铅的回收率90．05％，锌的回收率90．43％。优先浮选银铅精矿含银12929g／t．含铅42．73％．银回收率77．63％，铅回收率80．05％，锌精矿含锌56．56％，锌回收率82．05％．银的富集比和回收率均较高．铅锌综合回收效果也很好。虽然银与铅共生关系较密切，但在优先浮选工艺的锌精矿中银含量仍近1000g／t，因而建议采用混合浮选工艺．通过冶金工艺处理混合精矿，分离和回收铅、锌和银。     

复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某地含铜、铅、锌多金属硫化矿易浮选难分离、嵌布粒度极不均匀的特点,采用优先浮选铜-再磨-精选铜-铜浮选尾矿选铅-再选锌的工艺流程,在合理的药剂条件下,获得了较好的分选指标,铜精矿含铜18.02%、回收率57.50%,铅精矿含铅51.43%、回收率33.20%,锌精矿含锌45.83%、回收率48.95%,铅锌混合精矿含铅和锌分别为31.53%和38.46%,铅回收率为42.56%、锌回收率为34.05%。     

从某金精矿中回收金银铜铅锌的试验研究

山西某复杂多金属硫化矿石采用混合浮选获得的金精矿含Au34.22g/t、Ag904.4g/t、Pb8.78%、Cu1.32%、Zn3.35%,混合精矿直接外销,但其铜、铅、锌基本不予计价,造成了有价金属的流失。采用浮选精矿氰化浸金—氰化渣铅、铜、锌依次优先浮选流程,获得金总回收率96.60%、银95.51%、铅85.39%、铜72.37%、锌83.51%,实现了高效综合回收该矿石中的有价元素,经济效益和社会效益显著。     

台浮硫化矿浮选分离工艺的研究

采用优先浮选流程，成功分离了台浮硫化矿。在给矿含铜0．97％、铅0．86％、锌3．10％的情况下，获得铜、铅、锌精矿品位分别为25．86％，43．86％，49．55％，铜、铅、锌回收率分别为84．51％，82．24％，84．71％的分选指标，银也得到综合回收。浮选药剂JA，JB是分选台浮硫化矿的关键。     

含砷铅锌矿选矿工艺研究及生产实践

在高碱条件下对云浮某含砷铅锌矿进行了分选试验。用乙硫氮为捕收剂、ＺｎＳＯ４和Ｎａ２ＳＯ３为抑制剂优先选铅，然后以ＣｕＳＯ４为活化剂用乙硫氮选锌，闭路试验获得了含Ｐｂ６３．１３％、回收率９８．８５％的铅精矿和含Ｚｎ４９．４６％、回收率９１．３４％的锌精矿。该工艺已投入生产。     

某铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿的特征,通过多种方案的比较,采用"铜铅混选,铜铅精矿分离,尾矿选锌"工艺流程,铜铅混选调整剂用硫酸锌+亚硫酸钠+碳酸钠组合抑制锌,TY-1作为铜铅混选的捕收剂,水玻璃+亚硫酸纳+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离,使该矿石取得较好的选矿指标。     

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。     

某硫化铅锌矿的优先浮选分离工艺研究

选择性捕收剂乙硫氮对广西某硫化铅锌矿的优先浮选工艺有良好作用.优先浮铅时添加石灰、硫酸锌、乙硫氮;浮锌时添加石灰、硫酸铜、丁黄药.产出铅精矿Pb品位75.03％,Pb回收率94.50％;锌精矿Zn品位58.00％,Zn回收率92.30％.获得了良好的试验指标.     

低品位微细粒氧化铅锌矿选冶工艺研究

针对国外某氧化铅锌矿开展了选冶联合工艺研究, 采用硫化焙烧-浮选工艺回收铅、锌。工艺矿物学研究表明, 矿样中的锌主要以硫化锌和碳酸锌两种形式存在, 铅主要以硫化铅和铅铁矾形式产出。闪锌矿和菱锌矿属于微细粒和细粒嵌布的范畴。硫化剂、焙烧时间和焙烧助剂是影响硫化焙烧效果的主要因素, 而焙烧温度、物料粒度的影响不显著。矿石中含有黄铁矿, 因此硫化焙烧不需另外添加硫化剂。采用硫化焙烧-混合浮选工艺, 在焙砂磨矿粒度-0.038 mm粒级占92.56%条件下, 经一次粗选、三次扫选、十次精选闭路流程选别(中矿顺序返回), 可获得产率22.96%、含Pb 9.87%、含Zn 38.92%、Pb+Zn品位为48.79%的混合铅锌精矿, Pb、Zn回收率分别为75.79%和79.78%。     

某铅锌多金属矿选矿工艺研究

对含铅4.5%、锌15%～18%、铅氧化率小于8%、锌氧化率小于5%的铅锌矿,在工艺矿物学研究基础上,经过多方案对比及大量试验研究,采用铅硫混选—混选精矿再磨后铅硫分离—混选尾矿选锌—选锌尾矿丢弃的原则流程,获得了铅精矿品位58.74%、铅回收率87.34%,锌精矿品位56.99%、锌回收率91.83%的选矿指标,并较好地回收了其它有价金属。提供的工艺流程已作为扩建2000t/d规模选矿厂的设计依据。     

Dispersion effect on a lead–zinc sulphide ore flotation

This investigation was performed with samples from a lead–zinc sulphide deposit aiming at studying the influence of the dispersion degree of the particles in the pulp on lead and zinc flotation. Samples of ore and also of the minerals sphalerite, galena, pyrite, and dolomite were selected for the experiments. Nine types of dispersing agents and six blends among them were employed.A set of three dispersing agents was selected for the lead flotation and another set of three was chosen for zinc flotation. The criteria for the reagents selection were: high dispersion degree for galena and low for the other species, high dispersion degree for sphalerite and low for the other species, low dispersion degree for pyrite and high for the other species, and high dispersion degree for all species.Lead flotation experiments were performed under three conditions aiming at verifying the influence of the dispersing agent, of the pH, and of sodium carbonate. The zinc flotation tests were carried out at pH 10.5, modulated with lime.The use of dispersing agents in lead flotation did not improve the overall efficiency of the circuit for, despite improving the lead metallurgical recovery, they increase significantly the zinc losses in the lead concentrate.Sodium carbonate presented a low dispersion degree and did not affect the lead flotation results when compared with those achieved at natural pH and at pH 9.8 modulated with lime.Two dispersing agents were particularly effective in zinc flotation: dispersant 3223, a sodium polyacrylate, and sodium hexametaphosphate. Both reagents significantly enhanced zinc recovery without impairing the concentrate quality.     

某复杂铜铅锌多金属矿浮选分离技术研究

某铜铅锌多金属矿含铜0.54%、铅1.75%、锌10.44%。矿石中矿物种类繁多,嵌布粒度细,互相交代关系复杂,在浮选分离过程中互含严重,且矿石中存在大量的长石、白云石等易浮脉石,磨矿过程中极易泥化,恶化浮选环境,因此,难以获得合格的产品。针对该矿石的特征,在铜铅优先混合浮选—铜铅分离—铜铅浮选尾矿选锌的原则工艺流程基础上,采用选择性药剂BKW和BKN组合,作为铜铅优先浮选的捕收剂,铜铅混合精选时采用组合抑制剂BKFN和BKFA强化对含锌矿物及脉石矿物的抑制,铜铅分离采用新型抑制剂BK503抑铜浮铅,分别获得较好的铜、铅、锌产品。实验室小型闭路试验结果为铜精矿含铜18.12%、铜回收率60.66%,铅精矿含铅48.27%、铅回收率68.95%,锌精矿含锌48.76%、锌回收率91.10%。