内蒙古某低品位铅锌硫化矿石铅锌浮选试验

内蒙古某低品位微细粒嵌布的难选铅锌硫化矿石铅品位为1.47%、锌品位为1.93%，为了确定该矿石的开发利用工艺，在进行系统工艺矿物学研究的基础上进行了铅锌浮选试验。结果表明：①矿石中的铅、锌均主要以硫化物相形式存在，主要金属矿物为铁闪锌矿、方铅矿，磁黄铁矿和黄铁矿含量较高；方铅矿与铁闪锌矿间以及与其他矿物间的共生关系密切，方铅矿呈中-微粒嵌布，粒度主要为0.64～0.01 mm，铁闪锌矿呈细-微粒嵌布，粒度主要为0.16～0.01 mm。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用1粗4精3扫流程选铅，选铅尾矿1粗4扫选锌，锌粗精矿再磨至-0.025 mm占90%情况下经4次精选，最终获得铅品位为52.23%、含锌3.18%、铅回收率为74.81%的铅精矿，锌品位为42.05%、含铅1.98%、锌回收率为85.83%的锌精矿，较好地实现了铅锌的分离与回收。     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。     

云南某铅锌硫化矿石浮选试验

云南某铅锌硫化矿石铅品位为1.32%、锌品位为8.17%。矿石中铅主要赋存于方铅矿中,锌主要赋存于闪锌矿中,铅锌矿物共生关系密切,分离困难。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了实验室浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%条件下,以石灰为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌抑制剂、乙硫氮+丁胺黑药为捕收剂、松醇油为起泡剂,经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂,经1粗3精1扫选锌,获得了铅精矿铅品位为54.25%、铅回收率为84.66%、锌品位为2.92%,锌精矿锌品位为48.32%、锌回收率为90.19%、铅品位为0.10%的指标。     

某低品位铅锌硫化矿浮选工艺试验研究

安徽某硫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,采用碳酸钠作pH调整剂、亚硫酸钠与硫酸锌组合抑制闪锌矿、硫氮9#作捕收剂优先选铅;选铅尾矿添加石灰调浆,用硫酸铜作活化剂,丁基黄药选锌的试验方案,获得了含铅50.60%、含锌3.93%、铅回收率为87.78%的铅精矿,以及含锌47.75%、含铅0.48%、锌回收率为88.58%的锌精矿.     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

丰顺县某低品位铜铅锌硫化矿浮选工艺研究

对低品位铜铅锌矿的浮选工艺进行研究,确定铜铅混合优先浮选一铜铅分离一铜铅尾矿浮锌的部分混合浮选工艺流程及其最佳工艺条件。在原矿含铜0.10%、铅1.75%、锌1.75%的情况下,可获得含铜19.39%、铅5.24%、锌3.09%、铜回收率42.57%的铜精矿,含铜0.59%、铅55.78%、锌2.08%、铅回收率89.25%的铅精矿,含铜0.52%、铅1.57%、锌51.93%、锌回收率91.33%的锌精矿。为低品位资源的开发利用提供了范例。     

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。     

某难选低品位氧化铜矿石水热硫化浮选试验

某低品位氧化铜矿石氧化率和结合率都很高且风化严重,采用常规硫化钠硫化浮选工艺难以有效分选。为此采用水热硫化浮选工艺对其进行处理,即在高压釜内利用硫磺的歧化反应生成的二价硫将氧化铜矿物硫化成硫化铜矿物,然后对硫化产物按硫化铜矿石浮选工艺进行选别。试验结果表明：水热硫化过程的适宜工艺条件为反应温度200 ℃、反应时间180 min、物料粒度-0.074 mm占90%、硫磺用量为理论量的1.4倍、液固比1.4。在此条件下获得的的硫化产物经浮选,铜精矿品位和回收率分别达到15.73%和71.49%,比常规硫化钠硫化浮选时分别提高4.28和38.73个百分点。     

内蒙古某铅锌硫化矿浮选试验研究

内蒙古某铅锌矿矿石性质复杂，原矿铅锌品位低，含硫较高，为更好地回收利用该铅锌矿资源，对浮铅尾矿采用硫酸铜作硫化锌矿物活化剂，丁基黄药作捕收剂，2^#油作浮选起泡剂，经二次粗选、二次扫选浮选出锌硫混合粗精矿，对混合粗精矿再磨，然后采用石灰+腐植酸钠强化抑制硫铁矿物，并添加少量硫酸铜和丁基黄药活化捕收可浮性较差的铁闪锌矿，经一次分离粗选、二次扫选、三次精选分离得到锌精矿和硫精矿。闭路试验在原矿含铅1.19%、含锌2.36%的条件下，可获得含铅45.80%、含锌2.54%,铅回收率71.32%的铅精矿；含铅0.86%、含锌44.38%,锌回收率85.95%的锌精矿，新工艺锌回收率较现场工艺提高7.29个百分点，为该铅锌矿的实际生产提供了指导。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。     

铜镍硫化矿石直接浮选分离试验研究

采用优先浮铜－铜镍混浮－铜镍分离的阶段磨选流程适于高铜低镍硫化矿石的分选,有利于铜矿物的早收多收,ＢＹ－５是含镁脉石矿物的有效抑制剂,较好地解决了铜镍分离的困难。闭路试验结果为,铜精矿含Ｃｕ３２．２６％,镍精矿含Ｎｉ４．６６％,铜、镍金属回收率分别达到９１．６６％和８０．６３％。     

滇西某含锑铅锌硫化矿石浮选试验

滇西某含锑铅锌硫化矿石铅和锌含量分别为3.91%和1.87%,伴生有价元素为锑、银。为确定该矿石的合适选矿工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2扫4精选铅、1粗1扫3精选锌、中矿顺序返回流程处理,获得了铅品位为61.25%、铅回收率为90.40%、含锑6.40%、锑回收率为72.41%、含银39.32 g/t、银回收率为75.62%的铅精矿,以及锌品位为46.57%、锌回收率为81.06%的锌精矿。     

陕西某低品位铜铅锌硫化矿石选矿试验

针对陕西某低品位铜铅锌硫化矿石性质的特点,采用铜铅部分优先混合浮选原则流程,以西北矿冶研究院研制的锌抑制剂T₈₀、铜铅混合浮选捕收剂酯-12、铜铅分离铅抑制剂T₈₁为关键药剂,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用1粗3精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铜品位为2896%、回收率为6371%、伴生银品位为98084 g/t、回收率为1795%的铜精矿,铅品位为4537%、回收率为8187%、伴生银品位为68996 g/t、回收率为3605%的铅精矿,锌品位为5044%、锌回收率为8936%的锌精矿。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。     

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%。     

某含锌锡多金属硫化矿石锌浮选试验研究

某含锌锡多金属硫化矿石Zn、Sn、Fe、S含量分别为6.04%、1.05%、29.33%、19.08%,锌主要以铁闪锌矿、闪锌矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在,铁主要以黄铁矿、磁黄铁矿等形式存在,其中的金属矿物共生关系密切,相互包裹现象普遍。为确保不影响后续选锡,对锌浮选流程进行了试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用预先脱硫—锌硫混浮再分离流程处理,在选择硫酸铜为锌矿物活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂、石灰为黄铁矿抑制剂的情况下,经1段脱硫、2粗1扫锌硫混浮、1粗2精锌硫分离,锌硫分离精选尾矿与锌硫混浮扫选精矿2次精选后锌硫分离,最终获得锌精矿Zn品位47.06%、回收率90.76%,试验指标良好。     

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳-铅锌硫依次浮选-铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。     

难选铅锌硫化矿浮选新工艺的研究

通过研究某铅锌硫化矿石的分选条件与药剂制度, 提出了处理该类矿石的分选新工艺。生产实践证明, 新工艺不仅在精矿质量和回收率比原工艺有了显著提高, 而且药剂耗量也大幅度降低, 取得了显著的经济效益和社会效益。