山东某铅锌银多金属矿选矿试验研究

针对山东某铅锌银多金属矿嵌布关系复杂多变的特点,采用银铅锌混合浮选后铅锌分离和铅优先浮选两种技术路线进行试验.采用铅优先浮选技术路线使铅锌分离,得到了较好的选别指标,铅精矿中铅品位为70.04％,铅回收率97.75％,银品位1541 g/t,银回收率79.56％;锌精矿中锌品位43.73％,锌回收率82.55％.     

云南高泥尾矿铅锌分离实验研究

针对云南高泥尾矿铅锌嵌布粒度细、泥化严重、性质相对复杂的技术难点，进行了铅锌分离实验研究，采用泥砂分级别浮选-重选联合工艺流程，有效分离了铅锌，实现了该复杂尾矿资源的综合回收利用。结果表明，该矿中铅含量为4.29wt%，锌含量为4.99wt%，铅主要以白铅矿和铅铁矾的形式存在，铅和铁相互交代形成不同的包裹形式，分离难度极大；锌主要以氧化锌的形式存在，氧化程度较深，锌氧化率达99%，且主要为难选的异极矿。最终通过闭路选矿流程，获得铅品位33.87%，回收率62.53%的铅精矿；铅精矿中银品位142.50 g/t，银回收率30.92%；获得锌品位15.21%、回收率47.82%的锌精矿。     

滇东某多金属氧化铅锌矿高效回收选矿工艺

对滇东某多金属氧化铅锌矿采用先铅后锌的工艺浮选,浮选流程均为两粗一精一扫.结果表明,矿石中有价元素为铅、锌、银,铅主要赋存于白铅矿和铅矾中,锌主要赋存于菱锌矿和异极矿中,银以伴生形式存在,目的矿物嵌布粒度较细.浮选所得铅精矿铅品位为61.45%,铅回收率为86.41%,银品位为451.58 g/t,银回收率为66.73%,含锌3.68%;锌精矿锌品位为42.32%,锌回收率为90.63%,含铅1.39%.两性捕收剂R_(144)对锌的捕收能力和选择性比十二胺、十八胺和二者混合胺更好.     

磁选技术在车河选矿厂的应用研究

针对车河选矿厂原矿中铁丝、铁块等杂物多、枱浮摇床及+74摇床精矿锡品位较低且铁含量高、细粒级锡石全浮选流程回收率低且药剂消耗量大、锌硫分离尾矿未得到综合利用的问题,开展了原矿除铁试验研究、枱浮摇床给矿及精矿磁选试验研究、+74摇床精矿磁选试验研究、30米脱硫浮选给矿及一次浮锡精矿磁选试验研究、锌硫分离尾矿磁选试验研究等一系列研究,并在生产中得到应用,最终磁出原矿中铁质杂物50 kg/班,减少了流程堵塞及设备磨损;枱浮摇床精矿铁含量由17.1%降至13.2%;+74摇床精矿锡品位由42.5%提高至47.1%、铁含量由23.9%降至11.6%;细粒级锡石回收率提高1.01个三分点;锌硫分离尾矿得到综合回收利用。本次研究效果显著。     

某伊利石泥岩型黄铁矿选矿工艺研究

某泥岩型黄铁矿含大量伊利石黏土矿物,黄铁矿与脉石矿物嵌布关系复杂,且部分黄铁矿结晶粒度小,晶型不完整,属于难选型黄铁矿。经选矿工艺试验研究发现:采用"单一浮选"工艺,矿泥罩盖明显,黄铁矿的可浮性受到抑制,浮选指标差。通过螺旋溜槽预先脱除部分矿泥的"脱泥—浮选"试验流程,能得到硫回收率为75.02%、品位为48.56%的最终硫精矿。螺旋溜槽预先脱泥的"脱泥—重选"试验流程也能产出硫回收率为75.93%、品位为47.02%的最终硫精矿,选别指标良好。     

云南某低品位铅锌硫化矿选矿工艺

对云南某低品位铅锌硫化矿进行了选矿工艺实验研究,采用优先浮选工艺和所选药剂制度处理该矿石.结果表明,该矿具有有价矿物共生关系紧密、嵌布粒度细的特点,其铅、锌品位分别是1.29%和5.63%,实现了铅、锌分离,获得铅品位、回收率分别为51.56%和78.58%的铅精矿和锌品位、回收率分别为46.12%和78.36%的锌精矿.     

组合抑制剂柠檬酸钠和焦磷酸钠在某铅锌矿分离浮选中的作用

在对某复杂多金属矿进行矿石性质研究的基础上,对其进行浮选分离.结果表明,矿石中矿物种类繁多,嵌布关系复杂,可综合回收的元素为铅、锌,主要以方铅矿、闪锌矿形式存在.铅矿物嵌布粒度细,氧化率高,与锌矿物共生关系密切,分离困难.采用铅锌依次优先工艺流程,阶段磨矿阶段选别,石灰为矿浆p H值调整剂,D421为铅矿物捕收剂,组合药剂焦磷酸钠和柠檬酸钠为闪锌矿和硫矿物抑制剂,经1次粗选、3次精选和1次扫选获得铅精矿;硫酸铜为闪锌矿活化剂,丁基黄药为锌矿物捕收剂,经1次粗选、2次精选和1次扫选获得锌精矿.闭路实验所得铅精矿铅品位为60.34%,铅回收率达81.31%,含锌6.74%;锌精矿锌品位为47.86%,锌回收率达93.11%,含铅0.62%.组合抑制剂焦磷酸钠和柠檬酸钠对闪锌矿具有选择性协同抑制作用,二者质量比为1:1时抑制效果最佳.     

从云南某高硫铅锌矿尾矿中综合回收锌的试验研究

云南某高硫铅锌矿尾矿平均含Pb 0.84%、Zn 3.67%,综合回收价值较高,其中含铅矿物主要为方铅矿和白铅矿,含锌矿物主要为闪锌矿和菱锌矿。实验室选矿试验研究表明,采用“硫化矿优先浮选–浮硫尾矿脱泥–氧化锌浮选”工艺可较好地实现尾矿中有价矿物的高效回收,进一步研究发现在氧化锌浮选过程中,粗选和扫选分别采用不同碳链长度的胺类捕收剂,可明显提高锌精矿的品位和回收率,并避免氧化锌浮选时泡沫量大、消泡困难等问题,最终可获得含锌23.46%,回收率13.04%的硫化锌精矿及含锌27.86%,回收率51.69%的氧化锌精矿,累计锌总回收率可达64.73%,实现该尾矿中有价矿物的高效回收,研究结果为该尾矿的综合回收利用提供了重要的研究数据及基础。     

从高岭土尾矿中浮选铅锌

根据硫化矿浮选理论,研究了高岭土尾矿中铅锌硫矿物分离的药剂制度和工艺流程.结果表明,方铅矿和闪锌矿在磨矿至粒度74mm颗粒占70%时单体基本解离,在捕收剂乙硫氮30g/t、组合抑锌剂ZnSO_4 1000g/t及Na_2SO_3 300g/t的药剂制度下铅锌矿物可有效分离;在捕收剂异丁黄药50g/t、锌活化剂CuSO_4 300g/t的药剂制度下锌硫矿物可有效分离.通过磨矿-优先浮铅-锌硫矿物分离的闭路流程,得到铅品位64.55%、回收率84.47%的铅精矿,锌品位45.04%、回收率91.94%的锌精矿.     

盘龙铅锌矿尾矿浮选回收重晶石试验研究

对广西盘龙铅锌矿浮选尾矿进行重晶石浮选试验研究。工艺矿物学研究表明:该铅锌尾矿中重晶石嵌布粒度微细,重晶石与其他矿物交代连生,同时尾矿中含有大量的泥质。本研究采用螺旋溜槽脱泥—脱硫浮选—再磨—重晶石浮选的选别流程,在铅锌尾矿含BaSO_413.68%的条件下,获得了含BaSO_496.89%,BaSO_4回收率67.52%的重晶石精矿,实现了铅锌矿尾矿中重晶石资源的综合利用。     

云南某富银锌精矿锌银浮选分离实验研究

云南某富银锌精矿中银主要以类质同象形式存在于白铅矿中，本工作以该矿样为研究对象，根据其性质，采用抑铅浮锌的工艺流程进行浮选，考察了磨矿细度、抑制剂、活化剂及捕收剂等因素对浮选分离指标的影响。结果表明，–19+10 μm粒级中银含量最高。在磨矿细度–74 μm占90%，硅酸钠用量为2000 g/t，硫酸铜用量为200 g/t，丁基黄药用量为300 g/t，松醇油用量为30 g/t的条件下，1次粗选、1次精选、1次扫选，中矿顺序返回的全流程闭路实验，可获得含锌61.08%，回收率95.89%的锌精矿和含银1548.32 g/t，回收率为71.17%的银精矿，实现了锌银的浮选分离及伴生银的高效富集。     

青海某铜矿浮选试验研究

试验的原样含Cu1．38％,TFe40．66％,TS38．58％,Co0．05％。主要金属矿物黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿和磁铁矿等。根据原矿性质及现场流程,本次试验对“二粗三精二扫”浮选流程做了详细的选矿试验研究,最终获得铜精矿品位16．75％,回收率79．95％,该指标比较理想。     

浮选-浸出处理土耳其氧化铜矿工艺

采用浮选-浸出处理含铜2.09%的土耳其氧化铜矿,该矿有用矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石及少量硫化铜,铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,矿石易泥化. 通过浮选回收易浮的硫化铜和部分孔雀石和少量蓝铜矿,获得品位25.04%、回收率为57.25%的浮选铜精矿,浮选尾矿中的蓝铜矿和硅孔雀石采用硫酸浸出,含铜量由0.94%降至0.05%,浸出率达94.68%,实现了目的矿物的有效回收.     

云南某高硫铅锌矿流程优化试验研究

针对云南某铅锌选矿厂产出的硫精矿中铅锌品位高、铅精矿中铅品位低的问题,考查了目的矿物的解离情况,通过铅硫混合粗精矿再磨提高了目的矿物的单体解离度,优化了工艺流程。试验结果表明:在磨矿细度为-325目质量分数占70%时,采用铅硫混合粗精矿再磨、脱锌扫选尾矿返至锌作业的工艺流程,可得到铅品位为61.23%、铅回收率为85.68%的铅精矿,锌品位为49.65%、锌回收率为93.38%的锌精矿;与不再磨流程相比,铅精矿中铅的品位提高了2.05个百分点,回收率提高了1.75个百分点,锌精矿中锌的回收率提高了2.28个百分点,同时铅精矿中锌品位及硫精矿中铅、锌品位均有所降低。     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

浮选磷矿尾矿再选试验探索

云南某磷矿浮选尾矿主要矿物为胶磷矿,脉石矿物为石英-硅酸盐类矿物。对该浮选尾矿进行工艺矿物学研究和再磨再选试验,结果表明,可以获得磷精矿品位26.96%,回收率65.79%,尾矿磷品位4.72%的良好指标。     

A Study on the Utilization of Ultrasonic Pretreatment in Zinc Flotation

This paper deals with the investigation of the effect of ultrasonic pretreatment on the mechanical flotation of zinc from lead-zinc-copper ore. After the chosen flotation parameters such as KAX dosage, frother amount, flotation time, stirring rate and amount of Na₂SiO₃, were optimized by flotation experiments without ultrasonic pretreatment, flotation experiments with ultrasonic pretreatment were carried out under these optimized conditions. The results obtained by both methods were compared. A zinc concentrate containing 8.52% Zn was obtained from feed containing 1.60%Zn with 24.64% recovery using mechanical flotation method without ultrasonic pretreatment. On the other hand, a concentrate containing 18.73%Zn was obtained with 33.18% recovery using flotation with ultrasonic pretreatment. It has been concluded that, ultrasonic pretreatment improved the grade and recoveries in zinc flotation due to the energy released by cavitation bubbles generated in the ultrasonic cleaning bath. XRD analysis were also supported the positive effect of ultrasonic pretreatment on flotation.