难选富银铅锌矿浮选工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小。原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿铅品位45%、铅回收率65%,铅精矿中银回收率55%,锌精矿锌品位45%、锌回收率60%,锌精矿含砷0.5%。新工艺采用增加铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构。扩大试验获得良好的浮选指标:铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2 214g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标,铅精矿品位和回收率提高17个百分点以上,铅精矿中银回收率提高17个百分点以上;锌精矿品位提高5个百分点以上,锌回收率提高18个百分点以上,锌精矿砷含量下降0.42个百分点。     

云南某难选铅锌矿选矿新工艺试验研究

针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

黑龙江铁力铜铅锌硫化矿铜铅浮选分离试验研究

对黑龙江铁力铜铅锌硫化矿进行了浮选试验研究。采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿选锌的工艺流程, 并采用CMC+亚硫酸钠组合抑制剂, 实现了铜铅分离, 闭路试验获取得了铜精矿品位20.25%、回收率60.52%, 铅精矿品位55.25%、回收率7007%, 锌精矿锌品位46.35%、回收率86.73%的指标。     

铅锌硫化矿石无锌抑制剂浮选分离研究

为了探讨简化铅锌硫化矿石浮选药剂制度的可能性,在选铅时以25#黑药为捕收剂而不使用锌抑制剂的情况下,对蒙古乌兰某铅锌硫化矿石进行了铅锌依次优先浮选试验,结果获得了品位为71.15%、回收率为96.87%的铅精矿和品位为46.41%、回收率为87.89%的锌精矿,银在铅精矿中的品位和回收率可达1 400 g/t和83.90%,铅精矿和锌精矿中的砷含量均在其相应等级品的要求范围内。该结果与浮铅时以25#黑药为捕收剂且使用锌抑制剂相比,铅精矿锌含量高1.07个百分点但铅品位高8.06个百分点,其余指标相当,而且药剂制度和工艺流程大大简化,药剂用量显著减少。     

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。     

用新型抑制剂Yn对某难选铜锌矿石抑锌浮铜

广西某待开发难选铜锌矿石将来拟采用铜锌依次浮选工艺流程进行选别。由于矿石中一部分锌矿物与铜矿物可浮性相近,为了能取得较好的优先浮铜效果,采用一种新型小分子有机抑制剂Yn与酯类捕收剂Z-200配合进行了抑锌浮铜试验,获得了铜品位为23.15%、铜回收率为78.24%、锌含量为5.61%的铜精矿,与采用ZnSO₄+Na₂SO₃为抑制剂相比,铜精矿铜品位和铜回收率分别提高4.59和8.83个百分点、锌含量降低2.61个百分点。     

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。     

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。     

四川某氧化铅锌矿石浮选试验

四川某氧化铅锌矿石铅、锌品位分别为3.60%和9.19%,矿石氧化程度非常高,铅、锌氧化率高达90%左右,且主要铅、锌矿物嵌布粒度微细,属难选铅锌矿石。为确定该矿石的合理选矿工艺,对矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-325目占96.74%情况下,以硫化钠为铅矿物硫化剂、戊基黄药为浮铅捕收剂,以硫化钠为锌矿物硫化剂、硝酸银为活化剂、水玻璃为矿泥分散剂和脉石矿物抑制剂、十八胺为浮锌捕收剂,采用1粗1扫3精选铅、1粗2扫3精选锌、中矿闭路返回流程处理该矿石,可获得铅品位为48.61%、回收率为86.15%的铅精矿,锌品位为40.14%、回收率为65.04%的锌精矿。     

柴山铅锌矿石旋流-静态微泡柱浮选试验研究

为进一步提高柿竹园柴山铅锌矿对现有资源的利用水平,以半工业型旋流-静态微泡浮选柱为分选设备,采用一段闭路磨矿（细度-0.074 mm含77%）、一粗一精优先浮铅、一粗一精再浮锌的工艺流程对柴山铅锌矿石进行了半工业选矿试验,获得了铅品位为62.79%、铅回收率为89.81%的铅精矿和锌品位为52.24%、锌回收率为90.46%的锌精矿,同采用浮选机生产的现场相比,不仅对其二粗三精二扫优先浮铅、一粗三精三扫再浮锌的工艺流程进行了简化,而且使铅精矿铅品位和铅回收率分别提高12.58和0.88个百分点、锌精矿锌品位和锌回收率分别提高1.98和8.95个百分点。     

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。     

回水可直接回用的硫化铅浮选工艺研究

某铅锌矿含铅1.15%,含锌2.26%,铅锌氧化率均小于8%。针对原铅浮选过程中回水回用导致的铅锌分离难题,采用铅锌等可浮流程,使部分可浮性好的锌矿物与铅矿物同步浮选;在铅精选作业,采取强化抑制措施分离铅锌,获得铅精矿和铅精选尾矿,铅精选尾矿与铅尾矿合并进入锌浮选。试验结果表明：①直接使用回水的条件下,闭路试验取得了与自来水浮选相近的铅精矿指标,铅精矿含铅56.98%、含锌3.85%,铅回收率87.20%。②铅锌等可浮工艺在选厂工业应用,取得了良好的分选指标,铅精矿含铅65.90%、含锌5.04%,铅回收率86.48%;相比原生产指标,铅精矿品位提高了8.43个百分点,含锌降低1.26个百分点,铅回收率提高2.12个百分点。研究成果实现了工业应用,基本消除了回水对铅锌分离的不利影响,具有较强的推广及示范意义。     

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。     

陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究

陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。     

云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究

对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。     

四川某硫化铅锌矿石铅浮选工艺优化研究

四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25#黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。     

国外某复杂低品位铅锌矿选矿工艺优化及应用

某铅锌矿原矿铅含量为1.26%,含锌6.53%,含硫30.38%。生产上采用“铅锌依次优先浮选-中矿顺序返回”工艺流程,生产指标为铅精矿铅品位50.69%,含锌12.61%,铅回收率75.53%,锌精矿锌品位48.77%,含铅1.59%,锌回收率73.91%。铅锌互含较高,锌精矿指标不理想。为了解决该问题,本文在了解现场生产工艺流程及矿石性质的基础上,针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验,通过对部分药剂制度进行优化,采用特效捕收剂BK-LY11,同时在锌浮选回路采用中矿再磨工艺,显著改善了铅锌互含情况,有效提高了铅锌选别指标,并成功应用于生产实践,优化后获得的铅、锌回收率分别提高了5.83、8.46个百分点。     

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。