某银铅锌多金属难选矿石选矿试验研究

通过对某银铅锌多金属矿进行系统的浮选试验研究,确定了采用"硫化银浮选—脱泥—氧化铅浮选—氧化锌浮选"的工艺流程进行有价金属矿物回收。闭路试验可以获得良好指标:银品位为2 300 g/t、回收率为40.87%的银精矿,铅品位为52.08%、回收率为64.45%的铅精矿,锌品位为32.00%、回收率为40.16%的锌精矿,银的总回收率为64.56%。浮选尾矿和矿泥中损失的银可以通过氰化浸出回收,银的浸出率为68.15%。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

某伴生银铅锌矿低碱浮选试验研究

针对某伴生银铅锌矿石,采用低碱优先浮选工艺,对铅、锌以及伴生银进行综合回收。通过闭路试验,最终可获得铅精矿铅品位60.29%、回收率92.71%,银品位826.13 g/t、银回收率67.69%,尾矿中银回收率13.85%; 锌精矿锌品位47.11%、回收率91.79%。对铅精矿产品进行质量分析,结果表明,铅精矿达到了二级品标准。说明低碱工艺有利于伴生银的综合回收,具有良好的发展前景。     

河南某低品位银铅锌多金属矿选矿试验研究

为降低河南某低品位银铅锌多金属矿生产成本、增加经济效益,在详细的工艺矿物学研究基础上,进行了智能预选、工艺流程及参数优化试验。结果表明,适宜的智能预选粒度范围为15～50 mm,抛废率为25.03%,Pb、Zn和Ag的品位提高至1.07%、1.15%和202.4 g/t,分别提高了25.88%、17.35%和15.08%;采用铅锌依次浮选工艺流程回收铅锌,银富集至铅、锌精矿中,铅浮选工艺流程为“一粗三精一扫”,锌浮选流程为“一粗两精一扫”,最终可获得Ag品位和回收率分别为6 863.8 g/t和56.21%、Pb品位和回收率分别为52.64%和87.52%的银铅精矿,Ag品位和回收率分别为1 496.8 g/t和11.50%、Zn品位和回收率分别为45.28%和65.20%的锌精矿。同时可看出,自主研发的新型捕收剂XYS-1对本矿石具有较好的适用性。研究结果为低品位银铅锌多金属矿的开发利用提供了新的思路和借鉴。     

高银低铅低锌多金属矿浮选试验研究

某高银低铅低锌多金属硫化矿银品位达到76.28 g/t,含铅0.78%,含锌0.69%。为有效回收矿石中的有价组分,基于系统的工艺矿物学研究,提出高效抑制锌硫,强化回收银铅技术思路,最终确定采用银铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程。通过条件试验确定适宜的药剂制度,最终全流程试验获得银品位4 312.2 g/t、银回收率85.19%、铅品位45.28%、铅回收率88.89%的银铅精矿;锌品位45.39%、锌回收率79.09%的锌精矿;硫品位32.17%、硫回收率79.77%的硫精矿。试验指标良好,实现了矿石中银、铅的良好回收,并综合回收了锌和硫,可为同类铅锌矿石的开发利用提供技术依据。     

某低品位铅锌矿铅浮选工艺研究

某铅锌矿铅锌品位低、部分方铅矿与闪锌矿嵌布关系复杂,(含)银矿物种类多、可浮性参差不齐,给铅、银的回收带来困难。经过多方案比较,铅浮选采用"阶段磨矿(原矿粗磨、铅粗精矿再磨)―阶段选别"工艺进行选别,试验采用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和闪锌矿,乙硫氮和松醇油作铅捕收剂和起泡剂。对含Pb 2.22%、Zn 1.97%和Ag 13.25g/t的原矿,闭路试验可获得铅精矿含Pb 65.17%、Zn 3.63%,铅回收率为96.31%;铅精矿含Ag 305.95g/t,银回收率为75.92%;在强化铅选别的同时,有效实现了银的综合回收。     

从玻利维亚某锡石尾矿中回收有价元素的研究

对硫、银、锡含量较高的玻利维亚某重选选锡尾矿进行了有价元素回收的试验研究,确定了以浮选为主、焙烧-氰化为辅的锡、硫、银回收工艺。闭路试验得到了硫品位46.70%、硫回收率97.88%、银品位339 g/t、银回收率73.73％的硫精矿,以及锡品位45.37%、锡回收率52.73％的锡精矿,银的焙烧-氰化作业浸出率为75.10%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

氰化尾渣中铅锌浮选影响因素及解决方案浅析

桐柏银洞坡金矿氰化尾渣浮选一直存在着铅精矿铅品位及回收率低、锌无方法回收、氰化尾渣中铅锌浮选工艺难以实现等亟待解决的问题。为解决氰化尾渣铅锌回收并进一步优化浮选工艺,本次工作进行了矿物加工学及电化学方面的研究,查清了氰化尾渣中铅锌浮选的诸多影响因素,通过采用预处理和新型闪锌矿活化剂等一系列技术措施,解决了工艺中的难题,并完成了工业实验,实现了超细粒浮选的工业生产。工业试验指标为:铅锌品位分别为48 25%和47 32%,铅锌回收率分别为77 55%和80 64%。     

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅-活化选锌-硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1 732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1 430.97 g/t、回收率80.70%。     

复杂铜精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜精矿中铜矿物主要为难浸出的(锑、砷)黝铜矿, 还含有较高的铅、锌、银、砷和锑。针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理, 通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件。扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达97.10%、89.83%, Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中, 铜锌与铅银分离彻底。浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收。浸出渣中的铅、银通过氯盐浸铅、硫脲浸银进行回收。铜萃取率, 铅、银浸出率分别为96%、90%、95%。     

低品位尾矿中银综合利用的试验研究

针对尾矿中有价矿物品位低、嵌布粒度细和难以高效活化的特点,对含银15.47g/t,Pb、S分别为 0.62%、1.75%的铅尾矿进行了选矿试验研究。通过不同选矿工艺对比,确定浮选流程较适合于该尾矿中Ag的回收,在较简单的药剂制度下,通过“一粗三精两扫”的闭路试验流程可获得Ag品位和回收率分别为137.09g/t、55.27%的银精矿,其中含Pb5.85%,Pb回收率60.35%,实现了对该尾矿资源的二次利用。     

某高硫铅锌多金属矿选矿工艺试验

为高效回收利用某高硫铅锌多金属矿对其进行了半荧光分析、XRD分析和SEM分析及选矿工艺试验研究。试验研究结果表明：该矿可回收利用的金属元素为铅、锌、银,其中铅主要赋存于方铅矿中,锌主要赋存于闪锌矿中,银主要与方铅矿伴生;矿石中铅锌矿物紧密共生、嵌布特性复杂,其铅、锌、银的品位分别为1.76%、3.97%和22.03 g/t;试验采用浮铅抑锌的优先浮选工艺和正交试验优化浮选药剂制度处理该矿石,实现了铅、锌、银的综合回收,最终获得了含铅57.57%、含银564.26 g/t、铅回收率为89.63%、银回收率为70.18%的铅精矿,锌品位为46.44%、锌回收率为76.97%的锌精矿;实现了该矿的综合回收及高效利用。     

铅阳极泥H2SO4 NaCl选择性浸出研究

采用选择性脱铜—H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋—硝酸脱铅—火法熔炼回收贵金属工艺综合回收铅阳极泥中的有价金属。重点介绍了该工艺中H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋试验研究。确定了最佳浸出条件:初始硫酸浓度2.5～3 mol/L,NaCl浓度为75～100 g/L,浸出温度80℃,液固比L/S=8/1(mL/g),浸出时间2 h;在该条件下锑、铋、铜的平均浸出率均大于99%,铅的平均浸出率仅1.68%,金银不被浸出,锑、铋、铜得以有效选择性浸出,铅、金、银在渣中得到了有效富集,为后续工艺中硝酸脱铅和贵金属火法综合回收工艺创造了有利条件,解决了传统铅阳极泥湿法综合回收出现的金属分离不彻底,贵金属直收率不高等问题。     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

电解锰阳极泥有机还原浸出回收锰和铅的研究

选用玉米秆、木薯淀粉、甘蔗渣和废糖蜜4种有机还原剂对某电解锰阳极泥进行了还原浸出试验研究, 并对有机还原剂浸出锰阳极泥的机理进行了探讨。结果表明, 在获得相同锰浸出率条件下, 还原剂用量排序如下: 淀粉<玉米秆<废糖蜜<甘蔗渣(水解)。玉米秆用量虽比淀粉大, 但其来源广价格低, 在适宜水解和浸出条件下, 阳极泥锰浸出率可达97.01%。浸出液经除杂后, 净化液锰含量达40.96 g/L, 锰回收率92.29%。净化液经碳化结晶可制得碳酸锰产品, 产品达到行业标准, 锰回收率92.10%。浸出渣经浸出除杂处理, 铅品位可提高到60.79%, 达到三级铅精矿要求, 铅回收率为82.52%。     

四川白玉铜铅锌共生矿清洁分离技术研究

四川白玉铜铅锌共生矿矿石性质复杂,铜铅矿物嵌布粒度极细,铜锌矿物致密共生,分离较为困难。采用铜铅部分混合优先浮选-选铅-选锌-铜铅混合精矿加压浸出分离工艺流程,以EM-WB-12为铜矿物捕收剂进行选矿试验,并在选铅时进行了粗精矿再磨,实验室试验可获得Cu+Pb品位28.09%,铜、铅回收率分别为85.00%、53.38%的铜铅混合精矿,铅品位和回收率分别为52.68%、30.13%的铅精矿以及锌品位和回收率分别为52.72%、73.62%的锌精矿,同时伴生银得到了有效回收。对铜铅混合精矿进行加压浸出,取得了Zn浸出率94.36%,Cu浸出率91.21%的优良指标,渣中Pb脱硫后品位达到40%。在此基础上进行了选矿扩大试验,其试验指标较好地验证了实验室试验结果。     

青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。