提高硫回收率的生产实践

<正> 黄沙坪铅锌矿选矿厂设计规模为1500吨/日,设备生产能力可达2000吨/日以上,生产铅精矿、锌精矿和硫精矿三种产品。矿床属铅、锌、黄铁矿多金属硫化矿矿床。选矿采用一段磨矿、等可浮浮选流程,一段磨矿细度-74微米64—70％。原矿品位铅3.6％、锌5.8％、硫14.5％。近年来,铅精矿品位、铅锌回收率都达到了较理想的水平,其中铅精矿品位大于71％,铅锌回收率分别大于90％和91％。硫的回收率前几年徘徊在45％左右,为此,我们在生产中不断探索,在原有等可浮流程的基础上,改善硫的浮选条件,使硫的回收率近两年达49％以上,每年多增产值50多万元。我们的具体做法如下。     

某铅锌硫化矿无碱浮选新工艺研究北大核心

针对某含铅2.22%、锌2.85%、银105 g/t,目的矿物主要为方铅矿、闪锌矿的硫化铅锌矿,进行了无碱浮选新工艺研究。研究结果表明,采用铅锌顺序优先浮选流程,在一段磨矿细度为-0.074 mm含量占66.32%条件下,使用“硫酸锌+焦亚硫酸钠+MZ”药剂制度选铅,使用“焦亚硫酸钠+硫酸铜+MKX”药剂制度选锌,闭路试验获得了铅精矿主品位62.10%、含锌4.79%、含银1953.36 g/t、铅回收率90.48%、铅精矿银回收率60.12%;锌精矿主品位53.15%、含铅1.65%、含银262.74 g/t、锌回收率87.42%、锌精矿银回收率11.67%的较好指标。无碱条件下实现铅锌高效分离的同时,显著提高伴生银的回收率。     

234捕收剂选锌实践

<正> 代号称为234的选矿药剂是沈阳冶金选矿药剂厂合成的一种硫氨酯类捕收剂。它是一种油状液体,呈棕红色,无起泡性能,具有特殊气味。泗顶矿选矿厂从1983年开始,采用234代替丁基铵黑药作闪锌矿捕收剂,先后进行了小型试验和工业实践。试验和生产结果表明,对该厂的入选矿石而言,234与丁基铵黑药比较,主要具有以下两大优点: 1.选择性好。锌精矿锌品位提高1.5～3％,铁品位明显降低,含铅亦略有下降。 2.捕收力强,用量省。234捕收剂用量仅为丁基铵黑药的1/3～1/2,锌回收率持平。 (一)锌浮选简述入选矿石经一段闭路磨矿磨至-200目占68％,依铅—锌—硫的顺序进行优先浮选。其中选锌循环采用硫酸铜200(克/吨)、氰盐(抑铁,约15～20克/吨)、丁基铵黑药40(克/吨)、二号油20(克/吨)等药剂通过一粗二扫二精获最终锌精矿。     

氧化带矿石中银金的浮选研究

<正> 银主要产自铅、锌、铜、镍矿中。世界45％,苏联50％以上的银来源于铅锌多金属矿床中,其次是铜矿和铜镍矿及金矿床中。我国也是如此,三分之二的银是从伴生铅锌矿中回收的。银金矿以及银金和铜、铅、锌等多金属矿共生的矿石,常采用浮选法进行回收。本文介绍某矿床氧化带矿石中银金的浮选实例,并着重介绍羧甲基纤维素浮选银金的效果及高浓度低矿液面浮选银金的工艺。试样以羧甲基纤维素和氢氧化钠为调整剂,丁基黄药和二号油为捕收剂和起泡剂,进行银浮选,银金粗精矿用丁基黄药进行精选。获得了矿物回收率很高(90.04％)的银金精矿,含银16005克/吨,回收率63.55％;含金57.75克/吨,回收率80.65％。铂族     

鹿间选矿厂分离浮选的自动控制

为了保证分离浮选铅锌的良好浮选状态,从泡沫液面水平与氰化钠添加量之间的特定关系入手,根据泡沫面高低,利用计算机,对氰化钠的添加量进行反馈修正,从而实现了分离浮选的自动控制.氰化钠的单位耗量减少了6克/吨,每年节约药剂费用184.3万日元.改善了分选指标,提高了铅、锌回收率及铅精矿品位,从而增加了收益,每年增收1841.5万日元.大幅度地节省了浮选操作劳动力.     

某低品位含银铅锌硫化矿优先浮选研究

某含银铅锌硫化矿含铅1.66%、含锌1.63%、含银12.3 g/t,铅锌含量低,矿物单体粒度小且嵌布不均匀,单体解离困难。为了给该矿石的铅、锌、银资源开发利用提供技术依据,对其进行了选矿试验。结果表明:采用铅锌优先浮选流程,在磨矿细度为-74μm占70%条件下,铅粗选以25号黑药为捕收剂,硫酸锌为抑制剂;锌粗选以石灰为p H值调整剂,丁基黄药为捕收剂,硫酸铜为活化剂,YS为抑制剂;铅锌系统各经一次粗选三次精选两次扫选作业,闭路试验可获得铅品位70.35%、含锌3.48%、含银292.00 g/t、铅回收率96.59%、银回收率51.11%的铅精矿和锌品位43.84%、含铅0.32%、含银32.20 g/t、锌回收率86.60%、银回收率8.08%的锌精矿,铅锌分离效果较好,银在铅精矿和锌精矿中总回收率达到59.19%。     

铅锌硫化矿石无锌抑制剂浮选分离研究

为了探讨简化铅锌硫化矿石浮选药剂制度的可能性,在选铅时以25#黑药为捕收剂而不使用锌抑制剂的情况下,对蒙古乌兰某铅锌硫化矿石进行了铅锌依次优先浮选试验,结果获得了品位为71.15%、回收率为96.87%的铅精矿和品位为46.41%、回收率为87.89%的锌精矿,银在铅精矿中的品位和回收率可达1 400 g/t和83.90%,铅精矿和锌精矿中的砷含量均在其相应等级品的要求范围内。该结果与浮铅时以25#黑药为捕收剂且使用锌抑制剂相比,铅精矿锌含量高1.07个百分点但铅品位高8.06个百分点,其余指标相当,而且药剂制度和工艺流程大大简化,药剂用量显著减少。     

CMC分离铅锌试验

<正> 广西武宣县锰锌矿自1978年投产以来,一直采用有氰药剂和硫酸锌抑锌浮铅的优先浮选流程。为了寻求一个无氰的选矿工艺,我们应用CMC法浮选我矿朋村铅锌矿石,做了混合浮选—分离流程试验,并获得成功。试验结果铅精矿品位47.89%,锌精矿品位53.61%,铅锌回收率分别为58.38%和88.39%。(一)原矿性质该矿床属低温热液多金属硫化矿床。主要金属矿物有闪锌矿、黄铁矿、硫锑铅矿等;脉石矿物以白云石为主,有少量重晶石和方     

酸性矿浆中分离萤石与重晶石

<正> 刘家坪铅锌萤石矿矿床属中温热液裂隙充填矿床。选矿生产主要回收的金属矿物有方铅矿、闪锌矿,次为白铅矿;综合回收的非金属矿物为萤石。主要脉石矿物为石英,其次为高岭土、绿泥石、绢云母等。由于原矿重晶石含量较高(7.4—10%左右),浮选萤石时,大量重晶石进入萤石精矿,严重影响萤石精矿质量。为此,我们参考有关资料,通过多次试验,采取在酸性矿浆中分选萤石与重晶石,取得了较好的成绩。浮选给料为铅锌优先浮选尾矿,流程为一次粗选,七次精选,中矿顺序返回的流程。药剂制度为:给料用硫酸调至矿浆pH为5—5.5,加水玻璃200—250克/吨,再加菜籽油皂化液320克/吨进行粗选,在粗选第一槽加六偏磷酸钠20克/吨抑制片     

某铅锌矿综合回收工艺技术

为了实现西藏某铅锌复杂难选矿石的铅、锌和硫的高效分离,采用优先浮选工艺流程对矿样的有用组分进行条件实验,以矿磨细度-74 μm 80％,采用乙硫氮+丁铵黑药为捕收剂,适量石灰+硫化钠硫酸锌为活化剂,浮选时间在4.5 min后,取得了满意的铅产品作业回收率;对铅的浮选尾矿以石灰作为(磁)黄铁矿的抑制剂及pH值调整剂,硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂,浮选达到了较高的锌产品回收率;硫粗选实验采用硫酸作为活化剂,丁黄药作为捕收剂获得了满意的硫产品回收率.该实验可获得铅精矿Pb回收率90.09％;锌精矿Zn回收率80.58％;硫精矿S回收率47.49％.从最终精矿产品可以看出,采用铅中矿顺序返回-锌全浮选-锌精矿磁选工艺可获得较好的铅、锌、硫等精矿指标.     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。     

回收尾矿中氧化铅锌矿物试验

<正> 金沙铅锌矿近十年来,由于矿山地质资源的变化,铅锌氧化率逐渐上升,金属回收率大幅度下降,大量金属流失于尾矿。针对这种情况,该矿采用浮选法回收尾矿中的氧化铅锌矿物,取得了较好的效果。该矿尾矿含铅1.57%、锌1.94%、银31.02克/吨,氧化率铅84.85%、锌88.84%。试验采用一段磨矿(80%-200目)、一次粗选,两次扫选、三次精选流程,药剂制度为(克/吨):六偏磷酸钠150、水玻璃100、硫化钠4000、混合胺60、松醇油20。获得的铅锌混合精矿产率5.35%,品位铅15.9%、     

新疆某低品位硫化铅锌矿石选矿试验研究

新疆某低品位铅锌矿石矿物组成简单,同时矿物伴生关系复杂、嵌布粒度不均匀。为有效回收矿石中的铅和锌,采用铅锌优先浮选工艺,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程及药剂制度。结果表明:针对铅品位1.04%、锌品位1.66%的原矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的条件下,采用2次粗选优先选铅、铅粗精矿再磨至-0.038 mm占100%后3次精选,可获得铅品位45.16%、锌品位1.21%的铅精矿;选铅尾矿经CuSO₄活化后,采用“2粗3精”选锌;全流程闭路试验最终可获得铅品位44.16%、铅回收率85.04%的铅精矿,及锌品位43.31%、锌回收率92.45%的锌精矿,较好地实现了铅锌分离回收。研究结果可为同类型矿石的开发利用提供有益参考。     

河北某低品位难选铅锌矿选矿工艺优化研究

河北某低品位硫化铅锌矿在生产过程中存在铅锌产品互含较高的问题，严重影响了企业的经营效益。本文针对该铅锌矿石开展工艺矿物学研究，查明了矿石化学成份、矿物组成、赋存状态和嵌布特征，着重考察了锌浮选在入选粒度、抑制剂、活化剂等多个浮选因素，确定了最佳的工艺流程和工艺参数，推荐采用铅锌依次优先浮选、一粗二扫铅粗精矿再磨三精选铅流程、一粗二精二扫选锌流程。当原矿入选细度-0.074 mm占比为65%,铅粗选矿浆pH值为11～12时，铅粗精矿再磨细度-0.038 mm占比达到80%的条件下，采用硫酸锌+亚硫酸钠抑锌，乙硫氮为捕收剂优先浮铅，硫酸铜为锌活化剂，丁黄药为捕收剂浮锌的药剂制度，优先浮铅再浮锌的工艺流程对铅、锌进行回收，可实现铅品位58.63%、含锌5.92%、含银452.85 g/t、铅回收率78.36%、银回收率52.48%的铅精矿和锌品位52.34%、含铅1.28%、锌回收率72.15%的锌精矿，有效地解决了产品中铅锌互含较高问题，大幅优化了选厂的生产技术指标，预计经济效益可达4 704.5万元/a。     

从铅锌矿的尾矿中再回收菱锌矿和白铅矿

研究从奥尔采尔·比阿内采选联合企业的老尾矿和硫化物浮选的尾矿中再回收锌和铅的氧化矿物以得到锌品位较高的精矿。建议以下方法,在温度为200—500℃和有元素硫和黄铁矿下焙烧矿石60分钟,以硫化氧化矿物的表面,然后浮选,加黄药300克/吨,硫酸铜500克/吨,松油75克/吨。试验表明,预先热处理     

降低选铜药耗生产实践

<正> 落雪矿选厂自1969年投产至七十年代后期,药剂消耗相当高,而选铜指标则较差。1976年药剂消耗高到最高点:捕收剂682(克/吨)、硫化钠3463(克/吨),处理每吨矿石药剂费用3.86元,而选铜指标低到最低点:精矿含铜15.73％,铜回收率76.77％。1978年以来,采取一些技术措施,获得了显著的技术经济效益。1981年捕收剂消耗220(克/吨)、硫化钠1070(克/吨),乙二胺磷酸盐消耗由1980年的86(克/吨)降至51(克/     

云南某铅锌矿伴生银的综合回收研究

云南澜沧某铅锌多金属硫化矿矿石嵌布粒度细、共生关系复杂,为了解决铅锌精矿互含、铅精矿中伴生银回收率较低的问题,本文采用了自主研发的铅捕收剂WX-1,对铅浮选有较好选择性。采用优先浮铅的工艺流程,在磨矿细度为-0.074mm占75%的条件下,铅浮选的粗选段采用石灰抑制含铁矿物,采用ZnSO_4+Na_2CO_3+Na_2SO_3作为锌抑制剂组合使用,采用WX-1与乙硫氮作为铅的捕收剂组合使用;在锌浮选的粗选段采用硫酸铜作为选铅尾矿中锌的活化剂,丁基黄药作为锌捕收剂。最终经过闭路流程,得到铅品位为54.89%、铅回收率为90.38%,含银品位为2 498.53g/t、银回收率为84%的铅精矿和锌品位为40.46%、锌回收率为80.98%的锌精矿,实现了铅、锌的有效分离,并提高了伴生银的回收率。     

采用新药剂提高铜铅锌浮选指标试验

为了提高新疆某铜铅锌多金属矿铜铅锌浮选指标,通过浮选试验研究采用了新型药剂酯-8、B6,浮选闭路试验获得了铜品位为22.61%、铜回收率为50.19%的铜精矿,铅品位为52.57%、铅回收率为81.24%的铅精矿,锌品位为55.46%、锌回收率为91.40%的锌精矿,指标良好,比现有生产药剂方案指标铜、铅、锌回收率分别提高了4.63、1.77和1.34个百分点。     

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。