某极细粒级黄铁矿回收工业试验

在实验室试验的基础上,对某铅锌选矿厂Ф53m浓密机底流中极细粒级黄铁矿的回收进行了工业试验研究。试验结果表明:Ф53m浓密机底流经旋流器分级,旋流器沉砂泵送至原选硫系统的高硫给矿搅拌槽,经浮选-重选-浮选工艺流程选别后,硫精矿品位达47%以上,对比原选硫系统,硫精矿的回收率提高6.31%,尾矿品位降低0.26%,年增产值约1200万元。     

复杂微细粒低品位硫回收试验研究

针对凡口铅锌矿选硫尾矿中复杂微细粒低品位硫的特点, 采用浮选法回收硫, 考察了试样的自然可浮性以及捕收剂用量、起泡剂用量、浮选浓度对浮选指标的影响。试验结果表明, 经一粗一精一扫和粗硫精矿脱铅锌后, 可得到硫精矿品位43.02%, 硫回收率77.85%的指标。     

云南某铅锌尾矿中金银硫的综合回收

云南某铅锌矿浮选尾矿含Pb 0.21%,Zn 0.25%,Au 0.76 g/t,Ag 44.72 g/t,S 26.55%,其中除了铅、锌之外,金、银、硫具有一定回收价值。为了综合回收其中的金、银、硫,文章针对该尾矿,开展了系统的试验研究。通过工艺矿物学研究可知,待回收矿物嵌布粒度较细,且微细粒级分布率较高,同时,样品中黄铁矿含量高,与待回收矿物共生关系密切,要想充分回收有用元素难度较大。依据样品性质及工艺矿物学研究,本次试验制定了"铅锌混合浮选—尾矿选硫"的原则工艺流程,采用乙硫氮与BK-N组合用药,加强金、银的捕收,实验室闭路试验结果:铅锌混合精矿Pb品位15.62%,Zn品位38.55%,含Au 15.83 g/t,含Ag 2 268.57 g/t,Pb回收率28.03%,Zn回收率53.69%,Au回收率7.63%,Ag回收率18.47%;硫精矿S品位48.77%,S回收率89.70%。通过试验进一步降低了尾矿中的有用组分含量,有效资源得到最大化利用。      

悬振选矿机在弓长岭选矿厂铁尾矿再选中的应用

弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后（磨矿细度-0.074 mm 85%）再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。      

某高硫铅锌矿石选矿试验

某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。     

某高砷高硫金铅锌多金属硫化矿弱磁选硫试验

某高砷高硫金铅锌多金属硫化矿选矿厂现采用金铅—锌—硫优先浮选工艺,由于原矿中含有大量的磁黄铁矿,恶化了锌浮选效果,导致锌精矿品位低,为了改善锌浮选指标,研究采用弱磁选预先选出磁黄铁矿。为了确定弱磁选的适宜设置地点,进行了入浮原矿、锌浮选原矿、锌浮选尾矿的弱磁选试验,并考查了金、银、铅、锌等有价元素在弱磁选精矿中的损失情况。试验结果表明:锌浮选之前预先选出磁黄铁矿,锌金属损失率较低(8.30%),且弱磁选尾矿中的锌品位可由1.09%富集到1.76%,并可排除磁黄铁矿对锌浮选的干扰,所以在入浮前设置弱磁选作业具有可行性。     

铅锌矿浮选尾矿选铁除硫试验研究

新疆某铅锌银铁多金属矿石,含有磁黄铁矿2%,在铅锌银浮选尾矿综合回收磁铁矿的流程中,致使铁精矿硫含量超标。通过对铅锌浮选尾矿选铁除硫试验研究,确定除硫药剂制度为：组合活化剂硫酸368g/t Lc 20g/t,捕收剂丁黄药15g/t DH 5g/t,可以获得全铁品位67.97%,含硫0.19%的铁精矿,磁铁矿中铁回收率达87.64%的优良指标,且除硫药剂成本低廉。     

陕西某细粒难选氧化锑矿的选矿研究试验

陕西某锑矿石中锑主要以锑酸盐和辉锑矿形式存在,该矿的特点为氧化率高,泥化严重,属于细粒难选氧化锑矿;为了有效回收矿石中的锑资源,通过详细的选矿试验研究,最终优先浮选回收硫化锑,浮选尾矿加入1~#添加剂,利用焙烧-浮选工艺回收细粒级氧化锑,获得良好的选别指标,硫化锑精矿品位50.14%,氧化锑精矿品位35.89%,锑的总回收率达到83.26%。     

四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究

针对四川某磁黄铁矿含量高、铅锌品位低、矿物共生关系密切的铅锌矿石进行了选矿工艺试验研究。采用铅优先浮选-磁选脱硫-锌硫混浮再分离的工艺流程,可获得Pb品位62.37%,回收率86.75%的铅精矿,Zn品位46.46%,回收率83.13%的锌精矿,S品位39.10%,回收率82.37%的硫铁精矿,试验指标良好,实现了铅锌硫的综合回收,为经济合理开发该类矿石提供了一定参考。      

FeS04取代H2S04选别黄铁矿的研究

研究了用FeSO4取代H2SO4作调整剂从浮选铅锌的尾矿中回收黄铁矿的可能性.将FeSO4加入到浮选铅锌的尾矿中,使受抑制的黄铁矿恢复可浮性.试验表明,当FeSO4用量为15～18 kg/t时,矿浆pH由12.8降到8左右.用乙黄药作捕收剂,可获得的硫精矿品位47.26%,回收率87.88%.该指标与用H2SO4的选别指标相近.     

某选铜尾矿硫回收工艺研究

某选铜尾矿含硫较高,主要硫化物为磁黄铁矿、黄铁矿等,由于在选铜作业时可浮性受到抑制,因而重点对硫化矿物浮选的活化剂和捕收剂进行了条件试验,最终确定的1粗1精1扫、中矿顺序返回流程处理该含硫2.46％的选铜尾矿,可获得硫品位为35.04％、硫回收率为83.90％的硫精矿.     

某硫尾矿磁选精矿铁硫分离再选试验

为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的：原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO₂含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO₂含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。     

新型有机抑制剂SN在黄铁矿浮选中分离毒砂

针对云南蒙自地区高砷含黄铁矿尾矿,利用石灰、高锰酸钾、腐殖酸钠和SN等不同抑制剂进行降砷试验,结果表明,在高碱条件下,新型有机抑制剂SN在不影响黄铁矿回收率情况下,实现了对毒砂的有效抑制.浮选试验结果表明,硫精矿中砷可从1.74%降至0.21%,硫精矿回收率可达85%以上.     

澳大利亚某铜尾矿综合回收硫、铁试验研究

对澳大利亚某铜尾矿进行了选矿试验研究,采用浮选—磁选联合工艺流程,综合回收尾矿中的硫、铁元素。试验结果表明:采用新型XT-01作为硫铁矿捕收剂,可获得硫品位为49.80%、回收率为92.58%的硫精矿;浮硫尾矿采用湿式弱磁选机磁选,获得了铁品位为64.11%、全铁回收率为45.91%的铁精矿,实现了铜尾矿中硫、铁的综合回收。      

钼尾矿综合回收硫铁试验研究

对河南某钼尾矿矿石性质进行研究,发现具有回收黄铁矿和磁铁矿的价值。在活化剂硫酸、捕收剂异丁基黄药、起泡剂2号油用量分别为200g/t、50g/t、35g/t的浮选药剂制度下,钼尾矿采用一粗一精一扫浮选闭路流程,可获得硫精矿品位41.21%,回收率87.68%的选别指标。选硫尾矿再通过一段磁选-再磨-二段磁选的工艺流程,获得铁精矿品位62.72%,全铁回收率41.86%的选别指标。     

从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究

内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石, 经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明, 采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品, 为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。     

某选锌尾矿中硫矿物的回收试验

某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

云南某铜锡尾矿脱硫选锡试验研究

云南某铜锡尾矿含锡0.65%,含铁43.58%,具有较高的回收价值。为实现该尾矿资源的综合利用,基于工艺矿物学研究结果,对该尾矿进行脱硫浮选,脱硫尾矿再浮选锡石的试验研究。结果表明,该尾矿锡和铁为主要回收元素,杂质硫含量为1.59%;锡主要以锡石的形式存在,与氧化铁矿物致密共生,与硫铁矿物基本解离;锡在-0.074 mm分布率达69.48%,在-0.038 mm分布率也高达24.92%,高细粒级含量将会影响后续锡石的浮选回收;预先脱硫浮选获得的泡沫产品硫总回收率为72.13%、锡回收率为6.88%,脱硫尾矿硫含量仅为0.51%,达到了铜锡尾矿预先脱硫的目的;脱硫尾矿采用1粗2精2扫选锡,获得锡品位1.63%、锡回收率63.96%的锡精矿,实现了尾矿中锡资源的有效回收。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。