兰坪难选氧化铅锌矿选矿试验研究

通过 1993年小型试验和 1994年连选试验以及现场工业验证中的小型试验 ,摸索出了适应兰坪难选氧化铅锌矿的选矿工艺流程。     

陇南某氧化铅锌矿石选矿工艺研究

甘肃省陇南某铅锌矿矿石因氧化程度高、矿物嵌布粒度细、易泥化而非常难选,尤其是锌的回收十分困难。试验针对矿石性质,按照先浮铅后浮锌的原则流程,在传统的硫化浮选工艺基础上,采用氧化锌矿物的复合捕收剂5N,最终获得了铅品位和回收率分别为51．58％和72．64％、含锌6．88％的铅精矿及锌品位和回收率分别为39．71％和72．47％、含铅0．40％的锌精矿,成功实现了氧化铅锌矿石的有效分选。     

湖北黄石氧化锌矿石选矿工艺研究

针对黄石氧化锌矿石氧化程度很深(氧化率高达87.28%)、泥化严重(-10μm粒级含量达8%)以及含铁、锰氧化物较多的特性进行了详细的浮选试验研究,采用了新型捕收剂组合,获得了较好的选矿指标。     

氧化铅锌矿石低温浮选工艺研究

氧化铅锌矿石是提取铅、锌金属的重要基础原料之一,矿石中的氧化锌矿物是主要的有用矿物。本文对兰坪复杂的氧化铅锌矿石选矿工艺进行了研究,以便更好地利用矿石中的氧化锌矿物。使用TA药剂和十八胺药剂作氧化锌浮选捕收剂,分别研究了矿浆温度对氧化锌浮选的影响,并用TA药剂和BK药剂组成的复合捕收剂,在常温(18～20℃)条件下浮选氧化锌,取得了锌品位31 77%、锌回收率73 41%的氧化锌精矿的较好结果;比用十八胺作氧化锌浮选捕收剂(矿浆温度28～30℃)取得的锌回收率高4 61%,而且TA捕收剂适合低温氧化锌浮选,但为了提高氧化锌浮选的选择性和浮选效率,应当添加适量的WG药剂。另外,本文讨论了影响低温氧化锌浮选的工艺参数。     

某高碳、高硫复杂难选铅锌矿石选矿工艺研究

对内蒙古某高碳、高硫铅锌矿石试验研究表明 ,该矿石属复杂难选铅锌矿石 ,矿物之间及其与脉石之间呈粗中细极不均匀嵌布 ,不易单体解离 ;矿石中的碳质、次生矿泥严重干扰浮选过程 ,且油药耗量大 ;铅锌矿物可浮性差 ,浮游速度慢 ;矿石中的硫铁矿易浮 ,较难抑制 ;锌矿物以铁闪锌矿为主 ,影响锌精矿品位的提高。经多种工艺方案的探索试验 ,最终确定采用以浮选为主的流程 ,并试制出新的浮选药剂A3、M 3,试验取得了较好的选别指标。     

陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究

陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。     

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。     

广西某难选铅锌矿石铅锌分离试验研究

针对广西某难选铅锌矿石矿物共生关系密切和嵌布粒度细小，铅锌分离困难的问题，采用以丁铵黑药作铅矿物捕收剂、碳酸钠与DZ组合作锌矿物抑制剂抑锌浮铅，选铅尾矿经硫酸铜活化后以丁基黄药为锌矿物捕收剂选锌的优先浮选流程，成功实现了铅、锌的有效分离，获得了铅品位和回收率分别为 56.25%和93.36%的铅精矿及锌品位和回收率分别为48.56%和88.63%的锌精矿。     

四川甘洛县某氧化铅锌矿石选矿试验研究

针对四川省甘洛县某铅锌矿矿石氧化程度高、矿物嵌布粒度粗细不均、易泥化的矿石性质,采用先硫化浮铅,然后脱泥浮锌的工艺流程,并选用浮铅的高效辅助捕收剂S-8和氧化锌矿物的胺类组合捕收剂A-9,使铅、锌得到了较好的分选,获得的试验指标为：铅精矿铅品位63.40%,铅回收率76.96%,含锌2.53%,锌精矿锌品位38.31%,锌回收率81.83%,含铅0.87%。     

云南蒙自难选铅锌矿浮选试验研究

云南省蒙自铅锌矿含铅1.09%,含锌1.97%,由于矿石嵌布粒度较细且矿物组成复杂,相互包裹、共生,浮选指标并不理想。根据该矿石性质及现场的药剂制度和流程进行试验探索研究,采用石灰作为pH调整剂和抑制剂,硫酸锌作为抑制剂,六偏磷酸钠作为分散剂,以乙硫氮和MA作为组合捕收剂,磨矿细度为-0.074 mm占85%,有效提高了铅精矿的品位和回收率。     

某金矿选矿工艺研究

针对某金矿金的嵌布粒度极为细微,以显微和超显微金为主,通过方案对比,采用先浮后浸新工艺进行闭路试验,工艺闭路指标为：浮选金精矿产率4.49%,品位36.6g/t,回收率38.22%,浸出作业回收率82.01%,对原矿回收率50.66%,浮选加浸出的总回收率为88.88%。     

黑龙江某难选金矿选矿工艺研究

针对黑龙江某微细粒浸染、有机碳含量高、原矿氰化浸出金浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,本研究采用了一种新型的、捕收能力强、选择性好的金捕收剂BK912,结合一段细磨—粗精矿再磨工艺,经过两次粗选、三次精选、两次扫选,获得了金精矿金品位50.60g/t、金回收率87.27%的较好指标。     

某难选钼矿选矿工艺技术研究

针对黑龙江某难选钼矿进行选矿工艺技术研究。该钼矿含低品位铅、锌,可进行综合回收。有用矿物嵌布粒度细,层状硅酸盐含量高,易泥化。采用钼铅混合浮选—中矿再磨—选锌工艺流程,获得如下试验指标:钼精矿品位45.22%,钼回收率87.04%;铅精矿品位55.46%,含锌3.82%,铅回收率75.12%;锌精矿品位46.120%,含铅0.47%,锌回收率86.23%。     

浮选脱泥选别某难选氧化锌矿试验研究

矿泥对四川某难选氧化锌矿的浮选产生严重影响。试验研究结果表明,以Yt作为浮选脱泥调整剂、Ym作为捕收剂,在适当脱泥量的前提下,可使矿泥中锌金属损失降至最少。闭路试验结果表明,采用浮选脱除15.83%细泥后能获得含锌34.15%、回收率为82.47%的合格氧化锌精矿。     

吴县银铅锌矿选矿新工艺研究

根据吴县银铅锌矿矿石工艺矿物学特性及现有选矿工艺流程的弊病,采取增加铅粗精矿再磨,使用选择性好的混合捕收剂及抑制剂,优化铅、锌分选的工艺制度,实现无氰浮选,获得了良好的选别指标,解决了现场生产多年存在的精矿互含过高的问题,提高了资源综合利用的程度,使企业获得了显著的经济效益。     

青海某氧化铜矿选矿工艺研究

青海某氧化铜矿铜含量低,氧化率高,且嵌布粒度很细,含泥量大,采用传统捕收剂的原有工艺不仅流程复杂,而且一直没有达到理想的选矿指标。为开发青海某氧化铜矿资源,对其进行了可行性研究试验。根据矿石特性,采用新型高效组合捕收剂回收铜,采用一粗一精三扫,铜精矿品位达到19%以上,回收率也超过70%。     

河北某低品位铁矿选矿工艺流程研究

河北某铁矿为含铁29.57%的低品位铁矿。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该铁矿主要是由磁铁矿和赤铁矿组成,并且与脉石矿物嵌布粒度较细的特点,最终采用弱磁-强磁-反浮选联合流程,获得含铁65.17%,回收率69.35%的铁精矿。     

从四川某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究

四川某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中锌品位约为2%,其中氧化锌占90%左右。因含泥高、品位低、选矿难度大,而无法回收弃之于尾矿库中。本研究采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集(品位到4.5%左右)、浮选的联合流程解决了这一难题,获得锌品位33%、浮选作业回收率86%的氧化锌精矿。     

提高难选氧化铜矿有用矿物回收率的选矿工艺

对于氧化率为91%以上的湖北石头嘴铜矿矿石, 经多段添加硫化钠的硫化预处理, 采用混合捕收剂(35 号药、丁黄药、羟肟酸), 以及多点出精矿、减少中矿循环的选矿工艺, 铜精矿品位比生产工艺提高2.10%, 铜、金回收率分别提高25.98 %和10.81%。     

云南某铅锌矿选矿工艺试验研究

以云南某铅锌硫化矿为研究对象,在工艺矿物学研究基础上采用铅锌优先浮选流程,获得了铅品位为65.44%、回收率为81.74%的铅精矿和锌品位为55.42%、回收率为94.57%的锌精矿。这表明铅锌优先浮选流程适宜该矿石的选别。