西藏某氧化锌矿浮选试验研究

采用硫化胺法对西藏某氧化锌矿进行了浮选试验研究, 分别考察了磨矿粒度、分散剂用量、硫化钠用量以及不同碳链长度的胺类捕收剂等因素对氧化锌浮选指标的影响。试验结果表明, 采用硫化胺法能够有效实现西藏某氧化锌的浮选。在原矿锌品位为6.8%条件下, 可获得锌品位为23.38%, 回收率为90.1%的锌精矿。     

低品位块状氧化锌的浮选试验研究

采用硫化胺法对块状低品位氧化锌矿进行了浮选试验研究，分别考察了磨矿细度、硫化钠用量、六偏磷酸钠和十八胺用量等因素对氧化浮选指标的影响。试验室试验和工业试验结果表明采用硫化胺法能够有效实现块状低品位氧化锌的浮选，在原矿锌品位为5．5％条件下，精矿锌品位达到39．66％，浮选回收率达到85．59％。     

贵州某含铁泥化氧化锌矿的浮选试验研究

针对贵州某地含铁泥化氧化锌矿的特点, 采用硫化-胺法浮选工艺进行了试验研究。结果表明, 在不脱泥的情况下, 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占84%, 矿浆pH=10.5左右, 分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t, 抑制剂水玻璃和淀粉的总用量为700 g/t, 硫化剂硫化钠用量为7 kg/t, 捕收剂十八胺的用量为150 g/t时, 在锌给矿品位为6.54%条件下采用一粗三精两扫工艺, 可获得锌品位36.58%, 回收率为82.27%的锌精矿, 有效实现了氧化锌的浮选。     

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究

针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。     

难选氧化锌矿浮选工艺试验研究

针对云南某难选氧化锌矿进行了浮选研究,试验结果表明硫化胺法不适宜该氧化锌矿石的浮选。对含锌6.1%,铅2.3%的原矿硫化—浮选铅后的尾矿,采用捕收剂C08,抑制剂GZT浮选该氧化锌矿物时效果较好,闭路试验可获得锌精矿品位为23.15%,回收率为59.20%的浮选指标。     

缅甸南邓溴水氧化锌矿浮选试验研究

针对缅甸南邓溴水氧化锌矿泥化严重,进行了脱泥后磨矿浮选和磨矿后脱泥浮选工艺的试验探讨。结果表明,脱泥后磨矿浮选锌回收率较直接磨矿后脱泥浮选高4.43%。在确定脱泥后磨矿浮选工艺的情况下,考察了磨矿细度、硫化钠用量、十八胺用量、分散剂种类与用量以及硫化时间对该氧化锌矿石浮选指标的影响。试验研究表明,采用硅酸钠作为分散剂优于六偏磷酸钠,硫化时间为180s时,硫化效果最佳,最终获得回收率为66.62%、品位29.35%的锌精矿。     

四川某难选低品位氧化锌矿选矿工艺试验研究

针对四川某氧化锌矿锌含量偏低、氧化程度较深, 泥化严重的特点, 提出了“硫化锌优先浮选-尾矿摇床脱泥-氧化锌硫化浮选”工艺流程。在原矿锌品位为1.45%时, 可获得锌品位38.42%、锌回收率32.63 %的硫化锌精矿和锌品位31.24%、锌回收率35.73%的氧化锌精矿, 所得硫化锌精矿及氧化锌精矿累计锌品位为34.30%, 锌回收率为68.36%, 取得了较理想的选矿指标。     

低品位微细粒氧化铅锌矿选冶工艺研究

针对国外某氧化铅锌矿开展了选冶联合工艺研究, 采用硫化焙烧-浮选工艺回收铅、锌。工艺矿物学研究表明, 矿样中的锌主要以硫化锌和碳酸锌两种形式存在, 铅主要以硫化铅和铅铁矾形式产出。闪锌矿和菱锌矿属于微细粒和细粒嵌布的范畴。硫化剂、焙烧时间和焙烧助剂是影响硫化焙烧效果的主要因素, 而焙烧温度、物料粒度的影响不显著。矿石中含有黄铁矿, 因此硫化焙烧不需另外添加硫化剂。采用硫化焙烧-混合浮选工艺, 在焙砂磨矿粒度-0.038 mm粒级占92.56%条件下, 经一次粗选、三次扫选、十次精选闭路流程选别(中矿顺序返回), 可获得产率22.96%、含Pb 9.87%、含Zn 38.92%、Pb+Zn品位为48.79%的混合铅锌精矿, Pb、Zn回收率分别为75.79%和79.78%。     

高硅氧化锌矿水热硫化实验研究

通过对某高硅氧化锌矿矿物分析,发现矿物中的锌主要以异极矿形式存在。采用元素硫水热硫化技术对该矿进行了处理,考察了水热硫化温度、时间以及硫磺用量对高硅氧化锌矿中锌的硫化转化率的影响。研究结果表明在硫化温度200℃,硫化时间240 min,硫磺用量为理论用量1.5倍时,高硅氧化锌矿物中的锌的硫化转化率可达79.8%。     

某高泥氧化铅锌矿硫化焙烧——浮选试验

某高泥氧化铅锌矿铅、锌品位分别为3.45%、4.64%,铅、锌均主要以氧化矿的形式存在,分别占总金属量的69.65%、53.02%,常规选矿工艺难以回收。为合理开发利用该矿石,采用硫化焙烧—铅浮选—锌浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,原矿经硫化焙烧—焙砂磨矿(-0.074 mm 85%)—1粗2精2扫优先浮选铅—浮铅尾矿1粗1精2扫选锌闭路流程选别,可获得铅品位45.12%、含锌6.42%,铅回收率78.27%的铅精矿和锌品位46.31%、含铅2.46%,锌回收率72.74%的锌精矿,实现了该矿石资源的高效回收利用,可为开发同类矿石提供技术参考。     

菱锌矿表面强化硫化技术及机理研究

本文以主要氧化锌矿物菱锌矿作为研究对象,研究了硫化温度、铜离子活化、低pH条件硫化等多种方式对菱锌矿硫化程度的影响,并揭示了水洗除去表面的过量的高浓度硫化钠对氧化锌矿硫化浮选效果的影响。在以上基础上,利用分析检测手段对氧化锌矿强化硫化反应机理进行了探究。论文得到的主要结论：（1）硫化时加入铜离子可以改善菱锌矿纯矿物的回收率;（2）以用量为1×10-3mol/L的硫化钠作为硫化剂时,在没有除去溶液中过量硫化钠时,菱锌矿几乎没有得到有效浮选,表明溶液中残存的高浓度硫化钠对浮选过程起抑制作用,水洗除去溶液中过量硫化钠后可以提高菱锌矿回收率;（3）酸性条件下进行氧化锌矿硫化有助于提高氧化锌矿浮选回收率,在弱酸性条件下强于强酸性条件;（4）提高硫化温度可以提高菱锌矿硫化效果。通过XRD分析表明,硫化反应生成物结晶度很低,XPS分析表明加入硫化钠硫化时有硫化锌生成,并且随着温度升高菱锌矿表面硫化锌含量增加。红外光谱分析表明,铜离子强化了丁基黄药与菱锌矿的吸附作用。     

云南某复杂硫、氧混合铅锌矿浮选实验研究

对云南某地新开采硫、氧混合铅锌矿进行了浮选工艺实验研究。采用混合浮选硫化矿及氧化矿的工艺流程,获得了铅综合回收率85.18%、锌综合回收率95.46%的铅锌混合硫化精矿和氧化精矿,其中,硫化铅锌精矿中锌、铅品位分别为46.14%、7.86%; 氧化铅锌精矿中铅、锌品位分别为12.71%、6.01%。浮选所得精矿满足冶金过程对原料的要求。研究成果可为浮选此类矿物提供参考依据。     

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。     

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离—锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段...     

铁矿石碳热还原过程中铅锌脱除及含铁物相的演变规律

针对含铅0.39%、含锌0.30%的铁矿,采用碳热还原脱除铅锌杂质,利用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析等检测手段考察了铁矿还原焙烧过程的反应行为及物相演变规律。结果表明,该铁矿中铅主要以氧化铅和铅铁矾形式存在,锌主要以氧化锌形式存在; 升高焙烧温度及延长焙烧时间均有利于铅锌脱除; 在1 200 ℃下焙烧60 min时,铁矿中铅和锌脱除率均在90%以上。含铅锌铁矿在碳热还原焙烧过程中会生成中间产物铁橄榄石,并最终转变为金属铁和游离的氧化硅固溶体。还原焙烧产物经磁场强度80 kA/m弱磁选可获得铁品位91.91%和铁回收率84.78%的铁精矿,且铁精矿中铅和锌含量分别为0.01%和0.03%,可作为电炉炼钢原料使用。     

建水某铅锌矿选矿工艺研究

针对建水某铅锌硫矿石, 采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程, 可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿, 锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿, 及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿, 有价元素得到了有效回收。     

某含泥高银铅锌硫化矿高效综合利用研究

针对某含泥高银铅锌硫化矿,在低碱环境下采用25号黑药与苯胺黑药组合捕收铅,有效兼顾了贵金属银的回收,锌浮选采用石灰和8372CN组合抑硫,缓解了矿泥对锌精矿品质的影响。闭路试验获得了铅品位67.18%、铅回收率94.57%、银品位2 560.37 g/t、银回收率80.54%、锌含量3.60%的铅精矿和锌品位51.63%、锌回收率93.27%的锌精矿,实现了含泥高银铅锌硫化矿的高效综合利用。     

郴州某复杂硫化铅锌矿阶段磨浮试验研究

针对郴州某复杂硫化铅锌矿资源的性质特点,采用铅快速浮选后尾矿再磨再选的阶磨阶选工艺,较好地实现了铅锌的高效浮选回收。研究了磨矿方式、捕收剂和调整剂种类及用量等因素对该矿石浮选的影响,确定了最佳浮选条件,通过小型闭路浮选试验,得到了铅品位60.05%、回收率89.63%的铅精矿和锌品位47.01%、回收率88.14%的锌精矿。