某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

某高砷含铋硫精矿铋、硫、砷含量分别为0.67%、34.52%和3.97%,主要含硫矿物磁黄铁矿含量达85.92%,主要含砷矿物毒砂含量为8.83%,自然铋和辉铋矿含量分别为0.54%和0.15%;试样中的主要有用矿物单体解离度不高,其中铋矿物的解离度仅为53.22%,与磁黄铁矿等硫化物连生的铋占38.57%,还有8.21%的铋与脉石等其他矿物连生。为实现该高砷含铋硫精矿的高效综合利用,进行了选矿试验研究。研究表明:试样采用1次弱磁选+1次强磁选选硫,以石灰+SP组合抑制砷、硝酸铅活化铋、BIC为铋浮选捕收剂,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程分离铋、砷,最终获得了硫品位为32.67%、含砷0.46%、硫回收率为77.28%的硫精矿,铋品位为50.19%、铋回收率为80.33%、含砷仅为0.45%的铋精矿,以及砷品位为20.78%、砷回收率为90.49%的砷精矿,取得了良好的硫、铋、砷分离效果,实现了该高砷含铋硫精矿的高效综合回收利用。试验采用弱磁选+强磁选的联合流程高效脱除磁性差异较大的磁黄铁矿,大大减少了铋、砷浮选分离的矿量,降低了磁黄铁矿对后续浮选的影响。     

某含砷铅锌矿石浮选试验

针对河北某含砷中细粒嵌布难选铅锌矿石的特点,通过大量探索,采用高碱条件下的铅锌依次优先浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。试验在铅粗选时以亚硫酸钠+硫酸锌+JSY01组合药剂抑制锌硫砷矿物,在锌粗选时以硫酸铜活化锌矿物,在铅、锌精选时分别以高锰酸钾和石灰+高锰酸钾抑制毒砂,取得了铅精矿品位75.62%、回收率87.63%、含砷0.28%,锌精矿品位45.73%、回收率83.51%、含砷0.44%的良好指标,为选矿厂设计提供了依据。     

铅锌矿降砷浮选试验研究

阐述了高砷高银铅锌矿石降砷和综合回收银的浮选试验结果。试验结果表明 ,以混合药剂作捕收剂 ,石灰作砷黄铁矿的抑制剂 ,采用优先浮选流程 (选厂生产流程 ) ,可有效地降低铅、锌精矿中的砷 ,并将贵金属银富集在铅精矿中 ,得到较好的经济和社会效益     

某高砷难选锌铟矿选矿试验研究

某难选高砷锌铟矿含铟260 g/t、锌1.55%、砷1.15%,铟的存在形式多样、矿物嵌布粒度细微导致该矿铟回收率低、精矿含砷偏高。在矿石性质基础之上采用全硫混合浮选—混合精矿再磨分离的工艺回收原矿中的铟与锌。通过闭路试验获得了锌品位53.09%、铟品位7 112 g/t的锌铟精矿,锌和铟和回收率分别为90.80%与73.91%。精矿中砷含量降低至0.53%,选别指标较好。     

难选富银铅锌矿浮选工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小。原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿铅品位45%、铅回收率65%,铅精矿中银回收率55%,锌精矿锌品位45%、锌回收率60%,锌精矿含砷0.5%。新工艺采用增加铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构。扩大试验获得良好的浮选指标:铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2 214g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标,铅精矿品位和回收率提高17个百分点以上,铅精矿中银回收率提高17个百分点以上;锌精矿品位提高5个百分点以上,锌回收率提高18个百分点以上,锌精矿砷含量下降0.42个百分点。     

难选富银铅锌矿浮选新工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小,原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿品位<45%、铅回收率<65%,银在铅精矿中回收率<55%,锌精矿品位<45%、锌回收率<60%,锌精矿含砷>0.5%;新工艺采用增大铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构,扩大试验获得良好的浮选指标,铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2214 g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标：铅精矿品位和回收率提高17%以上,铅精矿中银回收率提高17%以上;锌精矿的品位提高5%以上,锌回收率提高18%以上,锌精矿砷含量下降0.42%以上。当银以包裹体赋存于铅矿物中时,适当增加石灰用量,有利于铅与锌硫分离,改善分选指标。     

某单铜矿选厂铜锌工艺技改及生产实践

某选矿厂原选铜、锌流程改为单铜矿选矿工艺后,针对矿石性质变化、产能变化及生产技术指标较低的现状,分析了现有生产工艺存在的问题。为提升铜、锌精矿品质,在现有工艺流程的条件上,将原选铜全优先浮选工艺优化为选铜优先浮选+分支浮选相结合及延长锌、硫分离浮选的工艺流程,成功将铜精矿品位由21%提升到25.67%,回收率由88.60%提升到92.78%,铜精矿杂质含锌、含砷分别由9.0%、0.92%降至6.0%、0.65%;锌精矿回收率由21.78%提升到40.67%。通过实施铜锌工艺改造,全面提升了铜、锌精矿品质和回收率,取得了显著的经济效益。     

毒砂与银铅锌硫化矿物分步浮选分离法的研究

采用分步浮选分离法，利用石灰与ＪＹＯ联合抑制毒砂，有效地实现了毒砂与银、锌、铅各矿物的浮选分离，大幅度地降低了精矿中的含砷量，使其达到合格精矿标准。为含砷多金属硫化矿浮选分离毒砂，开辟了一条新途径。     

某含砷金矿石浮选试验研究

从含砷金矿石中回收金一直是浮选研究的重要课题。试验采用石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物作为毒砂的抑制剂及适宜的选别流程,可以有效实现金与毒砂的分离。金精矿含砷0.27%,砷的脱除率92.68%;金精矿金品位82.30 g/t,金回收率87.01%。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

提高某微细粒铅锌矿选锌指标的试验研究

某铅锌矿含铅7.31％、含锌13.70％,含硫量高且含炭质,锌矿物主要以闪锌矿形式存在.闪锌矿与方铅矿、黄铁矿嵌布关系密切,嵌布粒度分布不均匀且整体偏细,为锌选别带来一定的困难.为改善锌精矿的粒度分布、优化锌选别指标,采用"快速分支浮选—中矿再磨精选"流程处理锌浮选给矿,开展了浮选时间、药剂制度和中矿再磨细度等条件试验...     

广西某高砷铜锌矿选矿工艺研究

根据矿物特性,对广西某地高砷铜锌矿进行了浮选分离研究,采用脱碳-优先选铜-锌硫混浮分离的工艺流程,利用FN作砷矿物的抑制剂,有效地解决了铜、锌精矿含砷高的问题。试验获得了铜、锌精矿含砷分别为0.26%、0.18%,铜、锌精矿回收率分别达80.23%、90.24%。     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。     

某高砷银铅锌矿降砷试验研究

对内蒙古某高砷银铅锌矿石,采用全优先浮选工艺流程,通过对组合抑制剂交互作用、协同效应的试验研究,确定采用石灰+组合抑制剂SSCH抑砷。闭路试验获得铅精矿含铅50.06%、含银2 040.35 g/t、含砷0.442%、铅回收率91.62%、银回收率72.34%和锌精矿含锌46.81%、含砷0.486%、锌回收率82.04%的良好指标。     

内蒙某多金属矿微细粒锡富中矿回收选矿试验研究

内蒙某含砷铁锌铜锡钨多金属矿选矿厂采用磁—浮—重—浮原则工艺流程综合回收铁、铜、锌、锡、钨后的尾矿中还含有Sn 0.25%的微细颗粒锡石,采用锡石浮选获得含Sn 3.58%的浮选精矿,即锡富中矿。锡富中矿虽然矿物组成简单,但主要有价矿物锡石结晶粒度细,与铁、脉石等矿物共生关系密切,这对锡石的回收影响较大;同时,富锡中矿中-5μm粒级产率高达40.03%,锡金属分布率达到10.22%,对锡石的分选极为不利,增加了锡石回收的难度。为了更好地回收这部分锡石,采用浮选、摇床+皮带溜槽重选及新型振旋球面选矿机选矿的方法进行了详细试验研究,结果表明,采用新型振旋球面选矿机进行全粒级入选获得的试验指标优于锡石浮选和重选。因此,最终推荐采用以新型振旋球面选矿机重选—重选精矿浮选除砷的联合选矿工艺流程,获得了锡精矿含锡32.59%、锡回收率为78.13%的良好指标。     

宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。      

高砷复杂难选钨锡锌选矿工艺流程试验研究

试验依据高砷复杂难选钨锡锌矿矿石特点,采用重选—浮选—磁选—浮选联合工艺流程,获得钨精矿含WO367.82%、WO3回收率64.12%,锡精矿含锡31.21%、锡回收率68.13%,锌精矿含锌51.82%、锌回收率80.79%的指标。     

复杂铜锌硫铁型多金属矿铜锌浮选分离

针对铜锌硫铁型复杂多金属矿原矿锌含量高,采用优先浮铜—锌硫混合浮选后锌硫分离—磁选回收铁工艺铜优先分选效率低、合格锌精矿生产困难、高碱度回水负影响选别作业等问题,以仙人桥矿业有限公司选矿厂生产为实践,通过对选铜流程进行局部改造,采用优化选铜药剂制度,选锌作业降低碱耗及高pH值回水分用等措施进行选矿工艺技术改造。实践表明,流程改造后,采用石灰和亚硫酸钠调控矿浆pH值、改性LC (含木质素磺酸盐类混合物)抑制锌硫并缩短锌矿物浮选时间,可强化铜锌矿物分离,产出锌含量低于6%的合格铜精矿,规避铜产品销售困境。以BK526和石灰组合使用抑硫浮锌,分储分用调控使用锌硫分离高pH值回水,增强锌硫分离作业稳定性,促成锌品位高于40%的锌精矿连续产出,实现了多金属硫化矿物资源优势利用,企业降本增效显著。     

车河选矿厂矿泥系统铅锑锌浮选分离试验研究

车河选矿厂矿泥系统除回收铅锑锌外,还回收锡石.为了避免铅锑锌回收过程中石灰对后续锡石回收的影响,在自然pH条件下,采用先选铅后锌硫混浮再分离的优先浮选流程,获得了含铅锑46.45%(Pb 24.38%、Sb 22.07%)、回收率为72.88%的铅锑精矿,含Zn 47.52%、回收率为83.47%的锌精矿.     

从某锡多金属矿铅锌尾矿中回收硫砷的选矿试验

为解决某锡多金属硫化矿选厂选铅锌尾矿中硫砷的流失问题,对该尾矿进行了综合回收硫砷的选矿试验。试验结果表明：采用弱磁选-硫砷混合浮选-硫砷分离浮选流程,并在硫砷分离浮选时采用砷的高效抑制剂Y-As,可获得硫品位为43.14%、含砷0.56%、硫回收率为64.12%的综合硫精矿和砷品位为12.08%、砷回收率为86.79%的砷精矿,实现了硫、砷的有效分离和回收。