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分选,为铅硫分离和锌硫分离提供便利条件。因此,针对该高硫低品位硫化铅锌矿石,等可浮流程稳定可靠且对矿石适应性强,可为选厂设计确定最终流程提供研究方向,并为同类型矿石开发利用提供理论借鉴。

凡口铅锌矿铅锌硫混合精矿分离试验研究

铅锌混合精矿中闪锌矿经铜离子活化后具有与铜蓝相近的可浮性而难以被抑制.研究采用的矿样为广东凡口铅锌矿所生产的铅锌硫混合精矿,在原矿工艺矿物学研究的基础上,采用立式搅拌磨在提高混合精矿的解离度的同时对闪锌矿表面产生一定的擦洗作用,以降低活化后的闪锌矿的可浮性;研究使用二甲基二硫代氨基甲酸钠与亚硫酸氢钠、硫酸锌的组合实现了对活化后的闪锌矿的抑制.在原混合精矿含铅12.77%、锌32.91%的基础上,分离闭路试验采用新工艺和新药剂获得了含Pb 54.32%、Zn 4.66%的铅精矿、含Pb 1.72%、Zn 52.51%的锌精矿、含Pb 2.05%、Zn 6.95%的硫精矿3个产品.

锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究

对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件。试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5mol/L、液固比6:1、时间10min的浸出条件下,硫浸出率达98.66%,汞在渣中的富集率为93.8%,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90min的条件下,硫磺回收率在98%左右,硫磺纯度符合GB/T2449—2006工业硫磺一等品标准;硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76%。

混合粗精矿的分步脱硫及铜锌分离

铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。

乐昌铅锌矿铅锌硫浮选分离新工艺研究

叙述了硫化铅锌矿铅锌硫浮选分离新工艺的工艺技术路线、小型试验、工业试验、工业生产的药剂用量和技术指标。新工艺的先进性、创新性及其应用前景。与传统石灰高碱工艺相比 ,新工艺可大幅度降低吨矿药剂成本和提高铅、锌、硫的技术指标 ,可取得显著的经济效益。

乙硫氮浮选铅及铅锌分离的研究

研究了乙硫氮浮选方铅矿及铅锌矿物的分离，揭示在高ｐＨ（石灰）介质中，以乙硫氮为主要捕收剂的选铅药剂制度，解决了常规方法难以解决的高硫铅锌矿石中有用矿物的分离难题，获得满意的选别指标和良好的经济效益．

选择性絮凝浮选法处理某低品位硫氧混合铅锌矿选矿试验研究

云南某特大型硫氧混合铅锌矿原矿因深度泥化,预先脱泥造成大量金属流失、直接硫化-胺法浮选很难富集,针对以上特性,在工艺矿物学分析的基础上在浮选过程中加入分散剂腐殖酸钠+LA处理硫化锌浮选尾矿矿浆,再加入高效的选择性絮凝剂KN絮凝细泥,絮凝沉降后的精矿再加入硫化钠及胺类捕收剂进行硫化-胺法浮选,使用该方法处理原矿含铅2.21%、含锌7.71%的硫氧混合铅锌矿可获得较优的选矿指标,其中氧化锌精矿品位达35.26%,硫化锌和氧化锌总回收率达81.26%,该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山,为矿山下一步技术改造提供了夯实的科学依据。

缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究

为开发利用缅甸某氧硫混合铅锌矿石,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石含铅4.70%、含锌5.51%、银含量为150.66 g/t,主要杂质成分SiO2含量为30.45%,其次为CaO和MgO;铅矿物氧化率约22%,锌矿物氧化率约17%,Pb主要以方铅矿形式存在,其次为白铅矿,Zn主要以闪锌矿形式存在,其次为菱锌矿;试验采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅,1粗1扫3精浮选流程选锌,磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下获得了Pb品位为61.25%、Ag品位为1791.53 g/t、Pb回收率为91.24%、Ag回收率为82.94%、含Zn4.43%、Zn回收率5.63%的富银Pb精矿,以及Zn品位为50.86%、含Ag174.25 g/t、Zn回收率为88.68%、Ag回收率为11.07%、含Pb2.39%、Pb回收率4.88%的Zn精矿的良好试验指标。

含金高硫铜锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌硫矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌硫矿物分离难度较大。依据矿石特性,试验研究采用一段细磨—铜锌硫等可浮—铜锌硫分离—锌浮选的工艺流程,使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂,使用选择性较好的Z-200作为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,试验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%,锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%,硫精矿品位44.25%、回收率59.16%,分离指标较为理想。

2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠在西藏柯月铜铅锌矿的浮选应用研究

应用2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠取代重铬酸钠,对西藏隆子县柯月铜铅锌矿进行了浮选分离试验研究,闭路试验获得了含铜20.57%、含锑12.76%、含银5 695.0 g/t、铜回收率78.08%、锑回收率20.67%、银回收率48.53%的铜锑混合精矿,含铅53.02%、含锑9.90%、含银1 177.0 g/t、铅回收率92.54%、锑回收率62.04%、银回收率38.80%的铅锑混合精矿和锌品位49.35%、锌回收率82.63%的锌精矿,获得了良好的经济效益和社会效益。

云南某高硫高铁铅锌矿浮选分离试验研究

云南某高硫高铁铅锌矿含铅5.80%,含锌18.90%,含硫36.40%,属于复杂难选硫化矿,其中伴生贵金属银含量达80 g/t。矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。通过对铅锌多金属硫化矿的浮选分离研究,采用“铅硫混合浮选-铅硫分离-尾矿再选锌”的浮选工艺流程,在磨矿细度为-74μm占70%时,优化药剂条件与添加方式,获得良好的分选指标。获得了铅精矿铅品位58.37%,铅回收率86.02%,锌精矿锌品位为50.25%,锌回收率为94.38%,铅精矿含银430.9 g/t,银回收率为44.84%,有价元素得到了有效回收。

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明:采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选—其余铅锌与硫混合浮选—铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。

内蒙古某高硫铜铅锌多金属矿浮选试验

内蒙古某高硫铜铅锌多金属矿矿石性质复杂,金属矿物之间共生密切。按探索试验确定的铜铅混合浮选—铜铅分离—抑硫浮锌流程进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗4精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗4精1扫抑硫选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可以获得优质铜精矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿,且产品中其他杂质元素含量均较低,达到了铜、铅、锌、硫分离效果。

硫一氧混合铅锌矿重—浮选联合流程试验研究

简介硫—氧混合铅锌矿选矿流程试验。试验研究表明 ,重—浮选联合方法是处理硫—氧混合铅锌矿的有效方法。该方法为类似的混合铅锌矿的选别提供了一条新思路。

两步浮选及磁选流程分选难选高硫锌矿的试验研究

某难选高硫锌矿石具有性质复杂、有用矿物种类多的特点,采用两步混合浮选锌硫-锌硫分离及磁选工艺流程,使不同可浮性的锌硫矿物分别得到了有效回收,为后续锡的选别创造了良好条件。在小型闭路试验最终可以得到可获得Zn品位43.59%、Zn回收率89.67%的锌精矿;硫品位34.97%、硫回收率61.49%的硫精矿。

广西某低品位硫氧混合型铅锌矿选矿工艺

在工艺矿物学研究的基础上针对广西某大型低品位硫氧混合型铅锌矿进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的方铅矿属于细粒嵌布,与闪锌矿、黄铁矿相互交代连生,且有部分氧化和泥化,采用优先浮铅—活化浮锌的工艺流程依次获得铅精矿、锌精矿。全流程闭路试验得到含铅52.13%、锌3.15%,铅回收率为61.36%的铅精矿和含锌51.60%,锌回收率为90.04%的锌精矿。

宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。

云南高硫铜锌矿石浮选试验研究

试验矿石属于高硫铜锌多金属矿,含铜黄铁矿石多为浸染状,矿石的矿物组成比较复杂。原矿含铜0.736%,含锌1.44%,含硫25.02%。在确定较佳药剂制度和控制浮选时间的基础上,进行了闭路流程试验,试验结果为铜精矿的品位为20.15%,回收率为87.61%;锌精矿的品位为52.31%,回收率为83.55%,技术指标较好,为该矿石的综合利用提供参考依据。

云南某地铅锌银多金属硫化矿的浮选试验研究

对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮-铅硫分离-尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、含Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%;锌精矿产率6.20%、含Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%;富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的选别指标。