用P204从浮选铅尾矿硫酸浸出净化液中萃取锌及制备ZnSO_(4)·7H_(2)O的工艺研究

研究了采用P204(二(2-乙基己基)磷酸酯)从浮选铅尾矿硫酸浸出净化液中萃取锌,优化了萃取和反萃取工艺条件,并通过富锌液蒸发结晶制备了ZnSO_(4)·7H_(2)O。结果表明:在有机相组成为50%P204+50%磺化煤油、P204皂化度65%、萃原液pH=3.5、相比V_(A)/V_(O)=1/1、萃取时间10 min和萃取级数为二级条件下,锌萃取率可达99.11%;萃取所得饱和有机相在反萃剂(H_(2)SO_(4))浓度7%、反萃相比V_(O)/V_(A)=2/1、反萃取时间10 min和反萃取级数为三级条件下,锌反萃率可达99.32%。制备的ZnSO_(4)·7H_(2)O满足HG/T 2326—2015要求,其微观形貌以颗粒状和层状结构均匀分布。

内蒙古某含碳高硫锌锡矿石选矿试验研究

内蒙古某含碳高硫锌锡矿石锌品位1.02%、锡品位0.86%,硫和碳含量分别为14.02%、1.68%。矿石矿物组成较复杂,主要有用矿物为闪锌矿、锡石和黄铁矿,脉石矿物主要为石英、绿泥石和绢云母等。为确定矿石合理的开发利用工艺,采用预先脱碳—浮重联合工艺流程开展选矿试验研究。结果表明,矿石经预先脱碳、1粗1扫1精锌硫混选、1粗1扫3精锌硫分离浮选流程处理,闭路试验可得到Zn品位为45.16%、Zn回收率为71.19%的锌精矿,S品位为46.92%、S回收率81.91%的硫精矿;浮选尾矿采用摇床重选,经粗选、精选、复选和中矿再选,可获得Sn品位45.52%、Sn回收率81.99%的锡精矿,以及Sn品位3.13%、Sn回收率11.09%的锡中矿。所设计试验流程较好地解决了矿石中有机碳对浮选的不利影响,综合回收了有价矿物,可为同类矿石的开发利用提供理论借鉴。

云南某低品位铅锌硫化矿选矿试验研究

云南某低品位硫化铅锌矿含Pb0.42%、Zn0.39%,矿物组成较复杂,含有方铅矿、白铅矿、闪锌矿、氧化锌矿等多种矿物。采用铅锌混合浮选抛尾—铅锌分离选矿流程回收利用该铅锌矿。结果表明,采用该处理工艺可获得Pb品位70.34%、Pb回收率84.06%的铅精矿,Zn品位45.74%、Zn回收率80.65%的锌精矿。

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。

内蒙古某高硫铅锌矿的选矿工艺优化试验

内蒙古某高硫铅锌矿含Pb 3.62%、Zn 5.09%、Ag 79.3g/t、S 18.49%,现场生产采用优先浮选工艺处理该矿石,获得Pb回收率为85.82%、Zn回收率为89.53%、Ag回收率为56.38%的浮选结果。为提高Pb和Ag的回收率,对该铅锌矿进行了工艺矿物学及混合浮选工艺研究。研究结果表明该铅锌矿中主要硫化矿物间共生关系密切,方铅矿嵌布粒度较闪锌矿和黄铁矿细,充分单体解离较为困难。采用“铅硫混浮—铅硫再磨分离—混浮尾矿选锌”工艺对矿石中的铅锌矿物进行了回收,在试验确定的较优工艺条件下,实验室闭路试验最终可获得Pb品位为54.41%、Pb回收率为88.03%的Pb精矿,以及Zn品位为48.27%、Zn回收率为90.45%的Zn精矿,Pb精矿中含Ag1213.8g/t、Ag回收率为61.98%。

广西某锑多金属矿选矿工艺研究

广西某锑多金属矿中金属矿物以辉锑矿、黄铁矿、毒砂、白钨矿为主,脉石矿物包括石英、白云母、钾长石等硅酸盐矿物及方解石、白云石等碳酸盐矿物,矿物组成复杂,原矿Sb品位2.46%、WO_(3)品位0.30%、Ag品位34.16 g/t。为综合回收该矿石中有价元素,根据矿石性质研发了优先脱碳—锑硫混浮再分离—浮重联合选钨工艺。首先通过优先脱碳降低含碳矿物对锑浮选的影响,随后采用锑硫混浮再分离获得富银锑精矿和硫精矿,最后通过浮选和摇床重选获得钨精矿。闭路试验可获得锑品位44.62%、锑回收率82.98%,银品位582.2 g/t的锑精矿;WO_(3)品位63.64%、WO_(3)回收率68.66%的钨精矿。该锑多金属矿中的锑、钨、银均得到了有效回收,研究结果可为同类型矿石的综合回收提供参考。

一种抑制剂在高硫锌铜矿生产现场的生产应用工艺

一种抑制剂(FS4)在高硫锌铜矿生产现场的生产应用工艺,采用石灰和FS4作矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂,混合捕收剂为丁基黄药和Z-200即(O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯)按照一定配比配成的混合物,起泡剂松醇油,对原矿进行磨矿、一次粗选、一次扫选、一次精选、二次精选,三次精选实现高硫含锌铜矿石中铜的有效回收。该方法通过药剂的合理组合与添加,强化捕收剂对目的矿物-黄铜矿的选择性吸附,铜精矿品位和回收率均达到较好指标。

国外某低铜锌高硫复杂金银矿选冶综合回收试验研究

针对国外某金银矿中黄铁矿含量高、铜锌品位低(Cu 0.11%、Zn 0.22%)、部分金以硫化矿粒间金及裂隙金赋存,银矿物种类多而杂的特点,采用“尼尔森重选-铜优先浮选-全硫混浮抛尾-全硫精矿细磨浸出-氰化尾渣选锌”的选冶联合新工艺,实现了该矿中金、银矿物的绿色分类快速提取和伴生低品位铜、锌矿物的高效综合回收。选冶全流程试验获得总回收率:Au 91.0%、Ag 77.3%、Cu 77.5%、Zn 63.2%,其中重选金银精矿含Au 41523.71 g/t、Ag 13763.36 g/t,铜精矿中含Au 400.8 g/t、Ag 5429.00 g/t、Cu 21.19%,锌精矿中含Zn 35.14%,全硫混浮尾矿(抛废)产率为74.6%。

广西某硫化铅锌矿浮选分离试验研究

以广西某多金属硫化铅锌矿为研究对象,针对其“锌高铅低”、铅锌分离困难的问题,采用新型高效抑制剂JFR-1,经一粗两精两扫铅锌混合浮选和一粗两精两扫铅锌分离,最终获得了Pb品位21.00%、回收率72.82%的铅精矿和Zn品位6.96%、回收率94.21%的锌硫化矿,尾矿中Pb、Zn品位及对应的回收率分别为0.04%、0.13%及10.85%、4.79%,实现了铅锌的富集和分离。

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。

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。

云南某铅锌多金属矿选矿试验研究

在对云南某铅锌多金属矿进行简单工艺矿物学研究的基础上,按拟定的铜铅混浮—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离原则流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验,采用1粗1扫2精混浮铜铅、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1扫2精混浮锌硫、1粗1扫2精锌硫分离、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿样,获得了铅品位45.26%、回收率81.33%的铅精矿,锌品位45.97%、回收率88.29%的锌精矿,分选指标理想,但综合回收产品铜精矿和硫精矿的指标有待提高。

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。

河南某高硫难选铜锌矿选矿试验研究

根据河南某高硫铜锌矿石的难选性质特点,分析了原矿矿物组成、有价组分种类、矿石结构构造及赋存状态,制定了选矿试验原则流程,并在此基础上进行了铜锌回收系统选矿试验研究,采用石灰抑制黄铁矿和磁黄铁矿,硫酸锌与亚硫酸钠组合使用抑制含锌矿物,乙基黄药作捕收剂优先选铜,对选铜尾矿采用选择性较好的捕收剂Z-200选锌,实现了铜锌分离。在开路试验基础上进行闭路试验,获得了铜品位22.07%、铜回收率86.28%的铜精矿和锌品位44.98%、锌回收率70.15%的锌精矿以及硫品位41.76%、硫回收率84.77%的硫精矿,实现了铜锌分离。

细粒嵌布铜铅锌矿石的浮选新工艺试验研究

针对某铜铅锌矿石矿物共生关系密切和嵌布粒度细小的特性 ,采用优先选铜、铜粗精矿再磨再选、铅锌两步混合浮选新工艺进行试验 ,成功地实现了铜铅锌分选 ,分别得到合格的铜精矿和铅锌混合精矿 ,同时使伴生金银得到有效回收。试验所采用的药剂无氰、铬污染 。

内蒙某复杂铜铅锌硫化矿选矿工艺研究

内蒙某矿业公司的复杂铜铅锌硫化矿石铜、铅、锌矿物共生关系非常密切而复杂,给选矿造成极大难度。为了给该矿石的开发提供可行方案,进行了多方案的详细选矿试验,结果表明,常规浮选工艺无法有效分选该矿石,而采用铅重选—铜锌混合浮选再分离浮选的工艺流程,可以获得铅品位为57.20%、铅回收率为54.18%的铅精矿,铜品位为13.35%、铜回收率为57.11%的铜精矿和含锌18.78%、锌回收率为41.94%的富锌物料,富锌物料可以与公司其他选厂锌品位较高的锌精矿搭配销售。

某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿—铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。

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。

云南某低品位氧化铅锌矿石选矿试验研究

云南某大型铅锌矿低品位氧化带的矿石含铅2.37%,含锌4.60%,铅、锌氧化率均高于90%,以往一直没有开采。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。试验采用硫化—黄药浮铅和脱泥—硫化—新型胺类捕收剂KZF浮锌的工艺流程,取得了铅精矿铅品位39.92%,含锌5.18%,铅回收率61.31%,锌精矿锌品位37.03%,含铅1.23%,锌回收率67.29%的较好工艺指标。