会理锌矿铅锌浮选分离新工艺研究

对会理锌矿的矿石性质进行了研究 ,提出采用SN -9作铅的捕收剂 ,ZnSO4 +YN为锌矿物的抑制剂 ,在矿浆 pH值为 12左右时抑锌浮铅 ,然后原浆选锌的新工艺。结果表明 ,新工艺可获得质量更优的铅精矿与锌精矿 ,并可提高铅锌精矿中主金属的回收率和铅锌资源的利用率     

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。     

会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮铅优先浮选新工艺

研究会理锌矿难选铅锌硫化矿电位调控抑锌浮铅优先浮选分离新工艺。用石灰作矿浆pH和电位的调整剂与稳定剂，在矿浆pH为11．88～12．21，矿浆电位在-252～-272mV的条件下，以乙硫氮（N，N-二乙基二硫代氨基甲酸钠）作铅矿物的捕收剂，（ZnSO4＋Na2SO3）组合药剂强化抑制锌矿物等实现铅锌优先浮选分离，取得较好的生产指标。铅精矿Pb品位65．21％。回收率52．30％；锌精矿Zn品位56．48％，回收率84．85％。与原生产工艺相比，铅精矿铅品位与回收率分别提高了13．27％和5．76％，锌精矿锌的品位与回收率分别提高了0．28％和2．28％，选矿药剂成本降低约2元／t-矿，每年可产生经济效益约1234万元。     

会理铜铅锌多金属硫化矿浮选新工艺研究

会理锌矿随着开采的延深,矿石中铜含量加大,形成了铜铅锌多金属复杂硫化矿。而原浮选流程只有选铅和选锌作业,已不能适应矿石性质的变化。为此,以LP-01为铜矿物的捕收剂、乙硫氮为铅矿物的捕收剂、硫酸铜和丁黄药为锌矿物的活化剂和捕收剂、石灰为矿浆电位调整剂,并在选铜、铅时配合使用铅矿物的组合抑制剂ZnSO₄+YN,对该多金属复杂硫化矿进行了电位调控铜、铅、锌依次优先浮选新工艺试验研究,获得了含铜21.74%、铜回收率62.31%的铜精矿,含铅61.23%、铅回收率55.07%的铅精矿和含锌56.43%、锌回收率90.02%的锌精矿。新工艺流程简单,对环境友好,可作为现场工艺改造的依据。     

萨拉伊尔斯克公司铅-锌矿石浮选工艺的完善

为萨拉伊尔斯克含重晶石的铅-锌矿石制定了新的正优先浮选工艺.该新工艺铅扫选和铅再选扫选尾矿不返回,直接作为锌浮选回路给矿.在锌浮选中用硫代氨基甲酸盐与丁基黄药作捕收剂.新工艺大幅度提高了锌精矿的质量,锌精矿锌品位从45.6%提高到56.57%,锌回收率提高了16.47%,即达到83.67%.此外,铅精矿铅回收率与老工艺流程相比提高6.1%,铅品位提高2.27%.增加铅精选次数,可以使精矿铅品位从33.2%提高到51.13%,铅回收率提高1.3%.     

越南某难选铅锌矿石浮选分离试验研究

越南某铅锌矿石共生关系密切、嵌布粒度细小且铅锌硫矿物可浮性接近。采用25#黑药作铅矿物捕收剂,硫酸锌与DS组合作锌硫矿物的抑制剂抑锌硫优先浮铅,选铅尾矿经硫酸铜活化后以丁基黄药为锌矿物的捕收剂,成功实现了铅、锌分离,获得了品位51.22%、回收率86.42%的铅精矿,及品位46.63%、回收率为87.73%的锌精矿。     

某难选多金属硫化矿浮选分离试验研究

某地难分选铅锌矿石,由于铜、铅、锌矿物共生关系复杂,嵌布粒度粗细不均匀,含铜矿物天然活化锌矿物,致使铜、铅、锌矿物难以分选。试验采用细磨(90%-74μm),优先浮选工艺流程,添加组合抑制剂使铜、铅、锌矿物有效分离,获得互含合格铅、锌精矿,银同步富集在铅精矿中,并使铅精矿中杂质铜转化为可销售副产品,伴生组分得到最大限度综合回收,增加主产品铅、锌附加值,提高了综合技术指标和综合经济指标。     

兰坪氧化铅锌矿浮选新工艺研究

文中描述了兰坪氧化铅锌矿石浮选新工艺的研究。在传统硫化－浮选法基础上，使用新的选择性较高的药剂（ＰＮ捕收剂；ＢＤ＿１和ＢＤ＿２抑制剂）制订了新的优先浮选工艺。使用该工艺处理兰坪氧化铅锌矿石，不仅解决了铅、锌矿物与脉石矿物的分离，而且获得了单一金属精矿，同时分别提高了铅、锌回收率。特别是在ＢＤ＿２抑制剂和六偏磷酸钠配合情况下，显著改善了氧化锌矿物与方解石、石类、褐铁矿和粘土等矿物的分离。在闭路试验中，锌总回收率达到８０．１７％，其中，氧化锌精矿品位为Ｚｎ３５．７１％，锌回收率６５．８３％。文章讨论了影响氧化铅、锌矿物浮选的主要参数。     

低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究

针对福建某低品位铅锌矿嵌布粒度细和矿物共生关系密切,铅锌分离困难的问题,采用以乙硫氮作铅矿物捕收剂、ZnSO4和Na2SO3组合抑制剂代替原工艺中NaCN进行抑锌浮铅,选铅尾矿经CuSO4活化后,用丁基黄药作锌矿物捕收剂选锌的依次优先浮选流程,成功实现了无氰工艺的铅、锌有效分离,获得了铅品位和回收率分别为65.33%和89.33%的铅精矿及锌品位和回收率分别为53.18%和91.91%的锌精矿。     

缅甸某铅锌硫化矿选矿工艺试验研究

缅甸某铅锌硫化矿为方铅矿和铁闪锌矿含量较高，铅锌矿共生关系密切，锌精矿品位难以提高的矿石。本试验研究依据矿物特性，以石灰作矿浆pH调整剂，控制矿浆pH11．2左右，组合药剂作锌矿物的抑制剂，丁基黄药作铅矿物的捕收剂，采用抑锌浮铅的优先浮选流程，获得了较好的选矿指标。     

安徽新桥铅锌矿石电位调控浮选工艺研究

为充分利用安徽铜陵新桥矿业有限公司的矿石资源,对新桥矿区的铅锌矿石进行了矿石性质和选矿工艺研究。针对该矿石金属硫化矿占主体,且主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、铁闪锌矿、方铅矿的特点,采取电位调控依次优先浮选工艺,用石灰控制矿浆电位（矿浆pH值）,对原矿以乙硫氮和ZnSO₄+YN作铅矿物的捕收剂和锌硫矿物的强化抑制剂进行浮铅,对浮铅尾矿以硫酸铜和丁基黄药作锌矿物的活化剂和捕收剂浮锌,可获得铅、锌、硫3种精矿,不产生尾矿,且试验指标优良。     

硫化铅锌矿伴生银铟的高效回收利用研究

以含银铟难处理铅锌硫化矿物为对象,详细地研究了各种硫化矿单矿物的浮选行为。研发了一种低碱浮铅工艺生产流程,使用苯胺黑药与乙硫氮组分作为选铅捕收剂,硫酸锌与亚硫酸钠作调整剂,在矿浆溶液pH值9.5的条件下,实现了铅银矿物与其它硫化矿物的高效分选。X-43活化剂能有效提高锌铟矿物的回收率,现场精选作业使用富集比高的浮选柱代替浮选机,有效提高了铅锌精矿及其伴生银铟的品质。新工艺取得了较好的生产指标:铅精矿含Pb 62.45%,Ag 2 930g/t,铅回收率85.86%,银回收率69.07%;锌精矿含Zn 46.78%,In 480g/t,锌回收率达到90.06%,铟回收率71.32%。     

川西某铅锌矿选矿试验研究

该铅锌矿矿物嵌布特征复杂,铅锌矿物粒度粗细不一,闪锌矿中含有微细粒方铅矿和黄铜矿。经试验研究,该铅锌矿易混合浮选但难分离。由于混合精矿售价较低,应用户要求进行铅锌分离,看能否分离出一种单独合格精矿。本文对其进行了详细的物质组成和铅锌分离试验研究,通过混合浮选-再磨-铅锌分离工艺,可以获得两种产品,一种为高质量的铅精矿,含铅65%以上,另一种为Pb＋Zn大于55%的混合精矿,提高了该铅锌矿的工业价值。     

西部某氧化铅锌矿选铅试验研究

西部某氧化铅锌矿石矿物组成复杂,次生氧化矿多,选别难度大。探索试验表明锌难以分离富集,因此着重进行了铅的分选试验。针对矿石性质及矿物可浮性,在多段硫化浮选工艺中恰当引进重选作业,获得了铅品位为47.66%,含锌3.49%,铅回收率为70.28%的铅精矿,实现了矿石中铅的回收。     

四川某铅锌矿浮选试验研究

四川某铅锌矿主要回收元素为铅、锌。根据该矿石中铅锌矿石的矿物组成和有用矿物嵌布特征,此次试验采用先铅后锌的优先浮选流程,实现了铅、锌的有效分离回收。获得了铅品位和回收率分别为58.51%和69.22%的铅精矿,锌品位和回收率分别为49.38%和90.29%的锌精矿。     

广东某铜、铅、锌多金属矿选矿试验研究

针对广东某铜、铅、锌多金属矿,采用铜铅混浮、混合粗精矿铜铅分离、尾矿选锌的工艺流程,可获得βCu20.86%、εCu88.11%、βPb63.05%、εPb86.29%、βZn50.29%、εZn85.38%的选矿技术指标,为该矿的开发利用提供了合理的工艺参数和工艺流程。     

选冶联合工艺回收云南某铅锌尾渣中Pb和Zn

云南个旧某铅锌尾渣含铅9.87%、含锌6.25%,铅、锌多与脉石相互包裹,导致铅、锌分离较为困难。为回收该尾渣中铅、锌,进行了硫酸浸锌-浸渣重选选铅试验。结果表明：在浸出温度为70 ℃、硫酸用量为15%、氢氟酸用量为3%、给料粒度为-0.5 mm、液固比为1.5、浸出时间为120 min条件下,可以获得锌浸出率为97.02%、浸渣铅品位为15.37%的指标,浸渣磨细至-0.045 mm占90%,经摇床1粗1精重选,获得的铅精矿铅品位为45.68%、含锌0.24%、铅作业回收率为89.98%,铅锌分离指标较好。铅锌尾渣浸出反应后所得浸渣结晶状态比较致密,有新物相生成;浸出过程铅转变为难溶硫酸铅,锌转变为易溶硫酸锌,从而可通过固液分离实现分离铅、锌。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理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65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

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。