基于正交试验某高硫铅锌矿选矿工艺优化

高硫铅锌矿的高效分离一直以来是选矿研究的技术难题。试验所有矿样来至贵州某高硫铅锌矿选厂,原矿Pb品位2.68%、Zn品位8.80%、S品位17.46%,S主要赋存于黄铁矿中,嵌布关系复杂,解离程度不高。采用“优先浮铅再浮锌”的原则流程,通过单因素试验确定了铅粗选最佳磨矿细度为－0.074 mm含量为85%、铅粗选捕收剂为丁基黄药+乙硫氮。采用正交试验设计分别对铅粗选和锌粗选的药剂用量进行优化,结果表明,铅粗选最佳药剂制度为石灰2 000 g/t、硫酸锌1 200 g/t、丁基黄药+乙硫氮35 g/t+35 g/t、松醇油30 g/t,锌粗选最佳药剂制度为石灰800 g/t、X-45 500 g/t、丁基黄药120 g/t、松醇油20 g/t。在最佳药剂制度条件下,采用“铅一粗二扫三精、锌一粗二扫二精”选矿工艺流程进行闭路试验,最终获得Pb品位58.42%、Pb回收率80.92%的铅精矿,获得Zn品位51.61%、Zn回收率92.60%的锌精矿。     

提高金矿选矿技术指标研究

为提高金精矿品位,开展了选金药剂及用量条件试验研究,最终确定了硫化钠+HQ77+丁铵黑药的新组合药剂制度,在适宜药剂用量条件下进行了闭路试验,获得了金精矿品位52.69 g/t、回收率71.12%。工业试验中,稳定期金精矿累计品位50.39 g/t、回收率71.59%、平均金总回收率91.11%。采用新的药剂制度,可以在保证金回收率变化不大的情况下大幅提高金精矿品位。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

提高内蒙古某含银铅锌矿选别指标试验

内蒙古某铅锌矿主要有价金属元素为铅、锌并伴生银,为了综合回收各有用矿物,在原矿工艺矿物学研究的基础上,采用铅锌优先浮选工艺流程,通过制定合理的药剂制度及优化工艺流程,最终获得了铅品位为64.74%、回收率为87.96%的铅精矿,银品位为514.77 g/t、回收率为65.03%、含锌5.88%的银精矿,锌品位为56.38%、回收率为86.20%的锌精矿,试验指标较理想。     

银铅矿选矿综合回收技术研究成果应用效果显著

<正>针对企业生产中存在的磨矿细度较粗、尾矿银流失较严重、浮选药剂制度复杂、精矿铅品位较低等现象,中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所对河南某低品位银铅矿进行综合利用技术研究,成效显著。科研人员依据矿石工艺矿物学特性,对试验样品进行了详细的浮选试验研究,最终推荐的浮选工艺流程为:原矿粗磨细度-0.074 mm占70%,采用丁黄和MB组合捕收剂,经过一次粗选、三次扫选、三次精选,中矿顺序返回,在27%左右浮选浓度下进行硫化浮选。该工艺流程大大简化了药剂制度,提高了分选指标,针对含银135 g/t,含铅0.39%的原矿,获得了精矿产率为1.49%,银品位为7 024g/t、回收率为76.00%,铅品位为13.03%、回收率为55.63%的优异指标。     

某低品位铜矿选矿工艺条件优化研究

某铜矿因原矿品位变低,选矿指标下降。为优化选矿工艺条件,对原矿性质、选别流程对比、磨矿细度、药剂制度等进行了试验研究。试验结果表明,优化磨矿细度和药剂制度,采用粗磨抛尾混合浮选工艺,可获得较好的主、伴生金属选矿指标:铜精矿品位25.4%,回收率89.95%;钼精矿品位46.87%,回收率76.15%;铜精矿含金4.14g/t,回收率76.59%;铜精矿含银43.0g/t,回收率72.39%。因此,粗磨抛尾混合浮选是某低品位铜矿适宜的选矿工艺流程。     

云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究

试验矿样取自云南某地的低品位氧化铜矿,原矿品位0.68%,研究了该铜矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿中铜的品位达到25.96%,回收率达到76.62%;与此同时,伴生银的品位达到264.2g/t,回收率达到57.16%。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位氧化铜矿。     

某卡林型低品位难选金矿浮选试验

针对贵州某卡林型金矿原矿含金较低,金主要以超显微状态分布在硫化物、硅酸盐矿物和碳酸盐矿物中,金及其载体矿物嵌布粒度微细等问题,进行了工艺矿物学研究和试验室优化试验研究。试验最终得到了含金20.77 g/t、金回收率为59.99%的精矿1和含金6.73 g/t、金回收率为30.19%的精矿2,金总回收率达90.18%,尾矿金品位降至0.57 g/t的闭路试验结果;与现场选矿工艺制度相比,不仅减少了药剂生产成本,同时提高了金回收率,增加了经济效益,为卡林型难选低品位金矿的浮选提供了借鉴。     

提高某铜铅锌多金属矿中金银回收率的试验研究

针对江西某铜铅锌多金属矿石中金银回收率偏低的问题,通过工艺矿物学性质和选矿药剂制度的研究,得到Au品位为37.27 g/t、Ag品位为1 899.75 g/t的铜铅混合矿,其中金银回收率分别为65.46%、79.80%。相比于现场药剂制度下的工艺流程试验,金银指标大幅度提升,Au品位增加13.3g/t,Ag品位增加679.25 g/t,Au回收率增加11.39%,Ag回收率增加3.98%。     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选 分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

低品位氧化铅锌矿浮铅研究

某低品位氧化铅锌矿含铅3.42%、含锌2.93%, 矿石中有用矿物嵌布粒度细且回收难度较大。为了合理开发利用此矿石, 进行了硫化-黄药浮铅闭路工艺流程试验。在六偏磷酸钠用量500 g/t、碳酸钠用量1 000 g/t、硫酸锌用量1 000 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、2^#油用量100 g/t、戊基黄药用量500 g/t的粗选条件下进行闭路试验, 最终获得氧化铅精矿铅品位为33.12%、回收率为68.89%, 实现了铅的有效回收。     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

某难处理铜铅锌混合矿浮选试验及机理分析

摘 要：某难处理铜铅锌混合矿原矿含铜铅锌分别为0.71%、2.16%、1.25%,脉石矿物主要是石英和方解石。铜铅锌氧化率均较高,相互嵌布共生。经试验,采用一粗三精两扫的工艺流程,通过粗选加入500g/t硫酸铵活化及强化硫化氧化矿,1500g/t硫化钠硫化氧化矿的同时抑制矿泥,100g/t硫酸铜活化闪锌矿,最后通过600+150g/t异戊基黄药+丁铵黑药组合捕收剂综合捕收铜铅锌矿物,56g/t 2#油浮选,精选和扫选不加药,闭路试验获得了高于现场的浮选指标。混合精矿产品中铜品位分别为8.88%,回收率70.15%;Pb的品位为26.84%,回收率为77.62%;Zn的品位为9.51%,回收率为46.42%。铜铅锌矿被最大限度的回收。     

响应曲面法优化某低品位硫化铅锌矿浮选

根据低品位硫化铅锌矿性质特点,采用响应曲面法对铅粗选进行分析,得到最优试验药剂用量:氧化钙2489.37 g/t、硫酸锌1098.78 g/t、丁铵黑药42.20 g/t,在该条件下,得到铅精矿中Pb品位39.03%,回收率36.78%,Zn品位9.26%,回收率1.87%,与优化结果基本一致。为进一步探索试验效果,根据上述药剂用量进行闭路试验,最终获得铅精矿中Pb品位40.13%、回收率55.06%,锌精矿中Zn品位45.89%、回收率93.09%的理想指标。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

多宝山铜业选矿二分厂浮选精细化管理与控制

黑龙江多宝山铜业二选矿分厂采用铜钼混合浮选工艺,细度管控及浮选药剂添加制度对流程稳定性及尾矿指标影响较大,特别是捕收剂及调整剂的使用需要严格把控。基于实验室不同磨矿细度下浮选闭路实验及药剂用量实验结果,制定现场调试方案。最终确定最佳入浮细度在66%以上,根据黄药用量及硫化钠用量实验确定一粗一扫黄药用量110 g/t、硫化钠用量10 g/t。通过入浮细度管控及改良药剂制度,使精矿及尾矿指标均有较大改善。尾矿指标降低0.01个百分点、精矿指标上升3个百分点、回收率上升2个百分点。     

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。     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。