青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

为了解决青海某铜铅锌多金属硫化矿在选矿过程中铜铅锌难分离的问题,试验采用优先浮选流程以及再磨工艺,使用无毒抑制剂使铜与铅锌得到有效分离,获得合格铜精矿。闭路试验获得铜精矿铜品位为20.12%、回收率为87.37%,铅锌混合精矿铅+锌品位为48.49%,铅回收率为76.90%,锌回收率为82.76%的较好指标。     

铅硐山混合矿选矿实践总结

铅硐山上部混合矿多年来一直未有效利用,随着资源的日益减少,开采上部混合矿,实现资源的充分有效利用,具有较大的经济价值,为该地铅锌混合矿矿的开采利用提供了实践探索。通过工艺矿物学和选矿工艺试验研究及现场生产实践,结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%下,采用浮铅抑锌的优先浮选,铅锌系统各经一次粗三次扫选和三次精选,可获得铅精矿品位大于55%,回收率为大于75%,锌精矿品位大于54%%,回收率为大于88%的良好指标,回收利用了部分氧化铅锌矿物,     

贫杂氧化铅锌矿制备铅锌精矿的新工艺

提出了贫杂氧化铅锌矿碱浸-沉淀法制备锌精矿和铅精矿的新工艺,确定了硫化钠铅锌的工艺参数,并进行小型综合实验验证该工艺的工业化可行性.沉淀铅的最佳参数为:硫化钠沉淀剂的加入量为铅质量的1.8倍、温度为70℃、反应时间为30 min.沉锌的工艺条件为:硫化钠沉淀剂的加入量为需沉淀锌质量的2.4倍、温度为90℃、反应时间为3 h.实验表明:铅和锌的回收率均达到80%以上,得到的锌精矿锌含量52%,铅精矿铅含量78%,均达到行业标准.     

某硫化铅锌矿矿石浮选工艺流程的改进

改进了青山铅锌矿床硫化铅锌矿石锌精矿的浮选工艺流程,指出改变流程内部结构是提高锌精矿品位和回收率的有效途径并予实现。与原流程相比,锌的回收率由原来的68．71％提高到91．59％,锌精矿品位由50．72％提高到61．03％,铅回收率由73．29％提高到83．80％,药剂用量总体减少了21％。     

金精矿氰化尾渣铅和铜的回收

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程对某金精矿氰化尾渣铅、铜回收进行研究. 闭路实验表明:石灰作抑制剂,乙硫氮(二乙基二硫代氨基甲酸钠)和丁基黄药(丁基黄原酸钠)作捕收剂,通过"一粗两扫两精"流程,得到回收率为90.48%、品位为45.24%的合格铅精矿;以NP(铜、锌无机盐组合药剂)作铜活化剂,有机抑制剂FM抑制黄铁矿,Z-200(O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯)和丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)作捕收剂,采用"一粗两扫两精"流程,得到回收率为82.17%、品位为19.28%的合格铜精矿;金、银同时富集于铅精矿和铜精矿.     

尾砂中锡石的综合回收及浮选机理

对某尾砂进行了综合回收试验研究,在磨矿制度条件试验、浮选药剂条件试验的基础上进行了全流程开路试验,得到锌品位6.23%,回收率61.56%的锌粗精矿;锡品位6.00%,回收率40.00%的锡粗精矿;尾矿中含锌0.10%,锡0.07%,铁3.92%,砷0.17%.对锡石单矿物进行了浮选机理试验研究,研究发现BHA对3种矿物的捕收能力顺序为锡石方解石石英,且浮选锡石的最佳p H为9,Cu2+对锡石有明显的抑制作用,Pb2+对锡石有比较明显的活化作用.     

银家沟硫铁矿铜硫分离浮选试验及生产实践

为综合利用硫铁矿中伴生铜、锌、金、银等有价金属资源,根据银家沟硫铁矿的原矿矿物特性,在试验研究的基础上,我单位提出了铜硫分离-铜锌金银混合精矿酸化焙烧-多金属分步浸出的新思路,对选厂进行了技术工艺改造,改造后铜、金、银回收率分别提高了1.85%、6.12%.13.72%.分别得到了优质硫精矿和含一定金银的铜粗精矿产品,获得了较好的生产技术指标和良好的经济效益.     

冶金矿渣铅锌铁镍及稀贵金属回收利用研究及示范

该课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点,通过自主创新和技术集成,开发出高效新工艺、新药剂、新设备,解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究:(1)冶金矿渣工艺矿物学研究方面,对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究,明确了不同矿渣试验前后的变化和差异,并对后续的试验进行很好的理论指导。(2)高炉瓦斯灰泥方面,通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺,获得了品位为65.18%,回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的Zn O产品以及品位为33.56%,回收率为94.86%的粗铅产品,各项指标达到任务书中规定的指标。(3)黄铁矿烧渣方面,对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究,得出了最佳工艺条件。最佳条件下,可获得金浸出率在78%左右;碳吸附率可达到97%~99%,金的置换率可达到99%以上。原渣细筛—重选—磨矿—重选—脱泥—浮选流程,当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%,当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。(4)镍铜冶炼渣方面,通过实验室试验研究,形成了镍渣深度还原—磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%,铁回收率为90.45%,镍回收率为62.69%。(5)铅渣方面,在实验室条件下,对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究,得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。     

多金属氧化钼矿工艺矿物学及其综合利用技术研究

对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.     

云南会泽麻栗坪观音岩铅锌矿矿床地质特征与矿床成因

麻栗坪铅锌矿区是川-滇-黔铅锌成矿域的会泽铅锌成矿带的一部分,具有很好的成矿地质背景。麻栗坪铅锌矿区观音岩矿段共圈定6个铅锌矿(化)体,分别为Ⅱ-1、Ⅱ-3、Ⅱ-4、Ⅱ-5、Ⅱ-6、Ⅱ-7号矿体。从Ⅱ-1、Ⅱ-3号矿体的厚度、铅、锌品位在走向上和倾向上的变化特征说明矿体的厚度及锌品位无论在走向上或倾向上的变化皆不大,而铅品位的变化较大,并且铅锌含量呈负相关关系,未出现铅锌很高的现象。本区矿床为海底火山热液喷流沉积、后期热液叠加富集改造成因,控矿因素为地层、岩性和断裂。     

吉林省小红石砬子铅锌矿体地质特征及开发潜力分析

小红石砬子铅锌矿位于吉林省磐石市,大地构造位置属于吉林优地槽褶皱带的石岭隆起与吉林复向斜交汇处,属吉林中部弧形构造带南翼。区内发现铅锌矿、银铅矿、银铅锌硫铁矿和含锌磁铁矿4种类型矿体。南北向展布的火山角砾岩带,是铅锌矿化的赋矿有利部位。矿体主要产在正常的海相陆源碎屑沉积岩与海相火山碎屑岩的接触界面附近,受层间裂隙控制。探获资源量(333)银73065公斤,(铅+锌)68499吨。矿床平均品位Ag24.20×106,Pb0.65%,Zn1.61%。展示出本区具备良好的矿业开发潜力和后备的资源前景。     

世界与我国铅锌产量和消费量的重构相空间混沌预测

通过对世界与我国铅锌产量和消费量的详细调查,采用混沌理论重构相空间预测方法,对世界与我国铅锌生产和消费趋势进行了预测.研究表明,世界与我国铅锌产量和消费量的演化均存在混沌现象,且锌金属产量和消费量演化的分形维数比铅金属高,说明锌市场变化比铅市场复杂.预测结果显示,2010年以后世界铅锌产量小于消费量,市场将出现短缺,且锌金属短缺程度比铅金属严重;我国铅金属将出现过剩,而且越来越严重,锌金属产消基本平衡.此外,探讨了我国铅锌原料供需矛盾.研究结论为:我国铅精矿将出现严重的短缺,锌精矿短缺程度比铅工业略好,但资源短缺将会长期存在.针对我国铅金属生产严重过剩,同时铅精矿严重不足的局面,提出了重点对我国铅工业进行产业结构调整的建议.     

低品位氧化锌矿反浮选研究

针对某地高硅、铁低品位氧化矿的特点,采用反浮进的工艺流程进行了试验.试验证明,该工艺流程可获得锌品位、回收率的锌精矿.     

矽卡岩型含锌铁矿回收锌试验

根据矽卡岩含锌铁矿的矿物组成,对其进行了回收锌的试验,提出先浮后磁流程,并对磨矿细度、石灰用量、硫酸铜用量和丁黄药用量进行了条件试验,得到了合格的锌精矿,为矿山回收锌提供了可行性依据.     

西北某褐铁矿选矿试验研究

对西北某地原矿铁品位为44.12%的高碱度贫褐铁矿进行选矿试验研究。采用单一强磁选工艺精矿铁品位只有48.84%,而采用焙烧磁选工艺,则可获得铁品位58.45%、相对焙烧矿回收率为93.62%的铁精矿。这两种铁精矿均为高碱度铁精矿,适宜与酸性铁精矿配合使用。     

某辉锑矿的选矿工艺试验研究

根据某辉锑矿的原矿性质,进行了多种药剂条件试验和闭路试验研究。试验结果表明:采用合理的浮选工艺和药剂制度,能有效地回收辉锑矿,可获得品位为40.75%,回收率为88.06%的锑精矿。     

水力旋流器富集大柴旦盐湖硼矿物的研究

本文介绍了为富集硼矿所制定的流程及实验室试验结果。凡是影响钠硼解石及水方硼石与盐湖沉积矿中的石膏分离的各个重要参数都进行了研究。过程不仅基于入选矿物按粒度差异而且也按结晶形状差异在水力旋流器中进行分离。当原矿品位为7.24%B_2O_2时,可能获得品位为16.22%B_2O_3的硼精矿,回收率86%。过程简单。可使湖区及产物免受药物的污染。     

起泡剂W-02起泡性能的研究

本文介绍起泡剂W-02的两相泡沫性质及表面张力,用W-02代替2号油浮选铜录山氧化铜矿,小型开路试验结果表明其效果与2号油相当。在桃林铅锌矿用W-02浮锌连续30个工班业试验,与2号油对比结果,在其它药剂用量相同时,W-02用量为15.65g/t,得锌精矿品位51.16％,作业回收率94.13％,而2号油量则为42.72g/t,得锌精矿品位50.15％,作业回收率94.19％。     

某尾矿再选降磷提铁试验研究

针对某尾矿全铁品位为56.13%,有害元素硫较低,为0.061%,但磷的含量偏高,为0.48%,采用湿式弱磁预选、粗精矿再磨至-200目70%时,二段磁选可以获得精矿品位67.92%、精矿回收率99.27%,有害元素硫磷品位分别为0.028%和0.054%的选别指标。     

低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺

为了降低铬铁矿对红土镍矿湿法冶炼设备的磨蚀,对红土镍矿原矿进行系统的工艺矿物学表征,提出"粗细分级—螺旋溜槽—摇床—磁选"工艺对红土镍矿中的铬铁矿进行富集分离,降低红土镍矿原矿中铬铁矿的含量并获取部分品质合格的铬精矿。研究结果表明:红土镍矿中的铬主要富集在0.058～1.500 mm粒级中,赋存物相为铬铁矿和褐铁矿,分别占比54.51%和44.04%;Ni不存在独立矿物相,95.95%的镍赋存于褐铁矿中。"粗细分级—螺旋溜槽—摇床—磁选"工艺能够将送入冶炼的红土镍矿Cr_2O_3品位由原矿的2.24%降低至1.27%,去除率达43.30%,能够有效降低铬铁矿对红土镍矿冶炼设备的磨蚀;同时,该工艺还能获得Cr_2O_3品位为36.19%,回收率32.07%,铬铁比为2.51的铬精矿。