蒙古某铁闪锌矿石选锌流程优化

蒙古某高铁、高硫铁闪锌矿石中金属矿物主要有磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿等,闪锌矿呈不规则粒状分布,与黄铁矿、磁铁矿等嵌布关系密切,现场采用1粗3精2扫、精选1尾矿返回至磨矿的中矿顺序返回流程选锌,生产指标偏低。为改善选锌指标,进行了选锌药剂用量及闭路流程优化前后选锌效果对比试验。结果表明,在相同药剂制度情况下,模拟现场闭路流程可取得锌品位为50.98%、回收率为91.10%的锌精矿;将现场扫选1精矿也返回磨矿的优化流程可取得锌品位为52.02%、回收率为92.39%的锌精矿,工艺流程的优化使锌精矿锌品位和锌回收率分别提高了1.04和1.29个百分点。     

内蒙古某铅锌矿石选矿试验

内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位分别为1.62%、5.98%,伴生银品位为19.60 g/t,主要铅锌矿物方铅矿、闪锌矿嵌布粒度均较粗。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗2扫-粗精矿再磨后2次精选选铅、选铅尾矿1粗4精2扫选锌,中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铅品位为56.65%、铅回收率为83.85%、含银536.55 g/t、银回收率为65.70%的铅精矿,以及锌品位为47.74%、锌回收率为90.61%、含银44.66 g/t、银回收率为25.86%的锌精矿。试验确定的工艺流程可作为该矿石的合理开发利用流程。     

滇东北某高硫铅锌矿流程优化试验研究

针对滇东北某铅锌选厂产出铅精矿含锌和硫精矿含铅、锌较高的问题,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了流程优化试验研究。结果表明,该矿石矿物种类复杂,其中方铅矿、闪锌矿的粒度嵌布 极不均匀,现场采用“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨选工艺流程,嵌布粒度较细的方铅矿、闪锌矿、黄铁矿得不到充分单体解离。本研究提出采用“阶段磨矿、阶段 选别”工艺进行流程优化,对铅硫混合精矿再磨再选,在铅硫混合精矿再磨细度为-0.045 mm占70%的条件下,得到Pb品位为61.89%、Pb回收率为85.43%的铅精矿及Zn品位为49.05%、Zn回收率为93.91%的锌精矿。与优 化前相比,铅精矿中Pb品位提高1.57个百分点,同时Zn含量下降1.35个百分点,硫精矿中Pb、Zn含量均有所降低,锌精矿中Zn的回收率提高2.43个百分点。目前,现场依据优化工艺完成了选厂改造,采用立式螺旋搅 拌磨机进行二段磨矿,生产运营良好,较之前生产指标有一定提高。     

广西某难选铅锌矿铅锌分离试验

广西某铅锌矿属铅低锌高、微细粒嵌布的难分离铅锌矿,铅品位为0.88%、锌品位为9.19%。主要含锌矿物为闪锌矿,含铅矿物较复杂,主要为脆硫锑铅矿、硫锑铅矿和方铅矿,且嵌布粒度极微细。为了高效开发利用该矿石资源,对该矿石进行了铅、锌分离回收试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2扫3 精选铅,1粗2扫3 精选锌,铅、锌1次精选尾矿和1次扫选精矿合并返回再磨,其余中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了锌品位为48.05%、锌回收率为91.13%的锌精矿,以及铅品位为26.63%、锑品位为21.80%、铅回收率为87.46%、锑回收率为86.30%的铅锑精矿,铅锑精矿铅含量较低的原因与矿石中主要含铅矿物脆硫锑铅矿和硫锑铅矿理论含铅量较低、嵌布粒度极微细有关,不适合细磨深选。     

福建某低品位难选铅锌矿选矿试验研究

福建某低品位难选铅锌矿含铅1.19%、锌4.12%,为有效开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺流程进行选矿试验。试验结果表明,矿石在磨矿细度为-74μm占70%的情况下,采用一次粗选、两次扫选、三次精选选铅,一次粗选、两次扫选、三次精选选锌,中矿返回闭路流程处理,能够获得铅品位45.47%、锌品位4.36%、铅回收率86.35%的铅精矿以及锌品位50.62%、铅品位0.64%、锌回收率85.27%的锌精矿。     

四川某难选硫化铅锌银矿石浮选试验

针对四川某铅锌银矿原选矿工艺不能适应矿石性质变化,而且在流程中使用氰化物的问题,对该矿矿石重新进行了浮选试验,结果表明：在-0.074 mm占85%的磨矿细度下,以石灰为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂、乙硫氮为捕收剂优先选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位为51.80%、铅回收率为64.75%的铅精矿和锌品位为53.55%、锌回收率为91.83%的锌精矿,银在铅、锌精矿中的总回收率达到83.75%。试验不仅使铅、锌、银的回收率与现场工艺相比有明显提高,而且实现了铅锌无氰分离。     

广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

广西某含银铅锌矿石铅氧化程度很高,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。为确定该矿石的开发利用方案,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程,最终可获得铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。试验指标较理想,可作为该矿石开发利用依据。     

某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验

针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。     

广西某铅锌锑多金属硫化矿无碱度浮选分离工艺研究

针对广西某铅锑锌多金属硫化矿石进行了弱磁选—铅锑优先浮选工艺研究。闭路试验结果表明,采用该工艺对该铅锑锌多金属硫化矿石进行选别,在原矿含Pb 2.27%、Sb 1.98%、Zn 13.43%情况下,获得了含Pb 27.61%、Sb 23.76%、Zn 5.47%的铅锑精矿,铅回收率89.09%,锑回收率88.78%。与丁铵黑药药剂制度指标相比,铅锑精矿的铅锑品位分别提高了2.1和0.95个百分点,Pb和Sb回收率分别提高了2.76和3.65个百分点,锌回收率降低了1.57个百分点。与现场药剂制度指标相比,铅锑精矿铅锑品位分别提高了1.56和0.45个百分点,Pb和Sb回收率分别提高了2.85和2.61个百分点,锌回收率降低了1.14个百分点。     

四川会东某铅锌矿石选矿工艺优化研究

四川会东某高泥铅锌矿石主要有价组分铅、锌、银含量分别为1.01%、6.30%、34.89 g/t,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主。由于现场浮铅时抑锌效果不理想,即使浮选工艺流程冗长,但铅、锌精矿指标仍不理想。试验引进新型、高效抑制剂XKY-02配合硫酸锌抑锌浮铅,再活化选锌,在磨矿细度为-200目占80%的情况下,采用1粗2精1扫浮选选铅、1粗1精1扫浮选选锌、中矿顺序返回流程处理矿石,获得了铅品位为55.77%、银品位为571.72 g/t、含锌6.70%、铅回收率为71.05%、银回收率为21.17%的铅精矿,以及锌品位为56.06%、银品位为244.87 g/t、含铅1.04%、锌回收率为92.59%、银回收率为72.99%的锌精矿。与现场工艺相比,铅、锌选矿工艺段数明显减少,但精矿指标明显改善。     

江西某银铅锌多金属硫化矿石选矿工艺优化

江西某银铅锌多金属矿选矿厂因药剂制度等方面的原因,导致生产过程不够稳定,生产指标不理想。对该选矿厂的选矿工艺优化研究表明,在原矿品位相当,现场磨矿细度从-0.074 mm占90%调整为-0.074 mm占85%,铅锌精选次数各减少1次、铅扫选次数增加1次的情况下,获得了铅品位为44.21%、含银1 736.42 g/t、铅回收率为86.61%、银回收率为60.59%的铅精矿,以及锌品位为39.06%、含银374.16 g/t、锌回收率为81.81%、银回收率为18.68%的锌精矿,银总回收率达79.27%。根据研究成果对现场选矿工艺进行优化后,铅精矿铅回收率提高了3.26个百分点,锌精矿锌回收率提高了3.65个百分点,银总回收率提高了9.44个百分点。新工艺较好地解决了原工艺所存在的问题。     

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。     

四川某硫化铅锌矿石选矿工艺研究

四川某硫化铅锌矿现场工艺存在铅锌分离困难,铅精矿含锌较高,铅、银回收率低等问题。为改善现场分选指标,在对该硫化铅锌矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验。化学多元素分析表明：矿石铅、锌、银含量分别为1.03%、6.28%、37.16 g/t,矿石主要组成矿物为闪锌矿和方铅矿,脉石矿物以白云石、方解石和石英为主。选矿试验结果表明：采用在中性环境下1粗3精1扫选铅,高碱环境下1粗1精1扫选锌的浮选工艺,可以得到铅品位57.45%、含锌6.09%、含银501.58 g/t、铅回收率71.17%的铅精矿,锌品位53.11%、含铅0.95%、含银235.11 g/t、锌回收率93.45%的锌精矿。与现场指标相比,选矿工艺段数明显减少,同时铅精矿铅品位提高了12.11个百分点,铅金属回收率提高了12.46个百分点,并且赋存在铅精矿和锌精矿中银的金属回收率提高了61.97个百分点。     

某钼粗精矿浮选工艺优化研究

江西某钼矿选矿厂原工艺已不适应矿石性质的变化,导致磨矿-粗选-粗精矿再磨-1粗5精2扫闭路浮选流程仅获得钼品位为45.06%的钼精矿,再磨后的钼浮选作业回收率为90.31%、尾矿钼品位高达1.12%。造成生产指标不理想的原因主要是其他硫化矿物的抑制剂Na₂S抑制效果不理想、钼矿物与其他矿物解离不充分。为解决生产中存在的问题进行了选矿试验。结果表明,在核心改造内容为ZA替代Na₂S、对再磨选精矿进行2次再磨选的情况下,采用再磨1（-0.038 mm占85%）-1粗3精4扫-再磨2（-0.038 mm占90%）-2次精选、中矿顺序返回流程处理试样,最终获得钼品位为53.57 %、钼作业回收率为98.45 %的钼精矿,尾矿钼品位降至0.175 %,精矿钼品位和钼作业回收率分别提高了8.51个百分点和8.14个百分点,再磨选尾矿品位下降0.945个百分点,高效地实现了钼的回收。     

河北某铁矿混磁精反浮选工艺优化

河北某铁矿混磁精反浮选精矿指标较差,主要是由于铁矿物单体解离不充分和反浮选效果不理想造成。为提高反浮选提铁降硅效果,改善分选指标,对现场混磁精进行了反浮选工艺技术研究。结果表明：在磨矿细度为-0.043 mm占80.48%的情况下,采用1粗1精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铁品位为63.98%、铁回收率为81.60%的铁精矿;与现场工艺相比,新工艺增加了混磁精再磨作业,精选和扫选次数各减少了1次,精矿铁品位和铁回收率分别提高了1.70和11.01个百分点,选矿指标改善显著。     

内蒙古某多金属矿流程考查及工艺优化研究

针对内蒙古某多金属矿生产中存在的铜锌精矿互含较高、铜铅分离效果差等问题,开展了详细的流程考查,查明了影响选矿指标的主要原因为铜矿物与其它矿物紧密共生、解离差,针对流程中存在的问题,提出了流程改造方案,经技术改造后的生产指标显著提高,铜精矿铜品位由20.55%提高到24.84%,回收率提高了5个百分点,铅精矿铅品位由32.58%提高到64.36%,回收率提高了16个百分点,提高了金、银在铅精矿和铜精矿中的富集。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸,地质条件发生变化,矿石中出现了大量的磁黄铁矿,且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产,选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳,选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究,在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%,在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选,最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比,优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点,所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点,优化效果明显。