某含铜金黄铁矿综合回收试验研究

某含铜金黄铁矿中有用元素种类较多,其中铜硫等矿物分布极不均匀,且嵌布粒度较细,黄铜矿主要分布于黄铁矿的次生微细裂隙中,或存在于胶状黄铁矿中,回收困难。为有效回收矿石中的有用元素,研究采用铜硫混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离的原则流程,最终可获得品位为19.66%、回收率为67.62%的铜精矿,其中金的品位为16.30g/t、回收率为17.79%;还可获得品位为49.48%、回收率为80.67%的硫精矿,其中金的品位为1.27g/t、回收率为53.48%;对浮选尾矿进行磁选,可得到品位为62.30%、回收率为40.29%的铁精矿。本研究可实现矿石中Cu、S、Au和Fe等元素的有效回收,对同类矿石的综合回收有重要的参考意义。     

云南某高硫铅锌矿流程优化试验研究

针对云南某铅锌选矿厂产出的硫精矿中铅锌品位高、铅精矿中铅品位低的问题,考查了目的矿物的解离情况,通过铅硫混合粗精矿再磨提高了目的矿物的单体解离度,优化了工艺流程。试验结果表明:在磨矿细度为-325目质量分数占70%时,采用铅硫混合粗精矿再磨、脱锌扫选尾矿返至锌作业的工艺流程,可得到铅品位为61.23%、铅回收率为85.68%的铅精矿,锌品位为49.65%、锌回收率为93.38%的锌精矿;与不再磨流程相比,铅精矿中铅的品位提高了2.05个百分点,回收率提高了1.75个百分点,锌精矿中锌的回收率提高了2.28个百分点,同时铅精矿中锌品位及硫精矿中铅、锌品位均有所降低。     

云南某含锡多金属硫化矿选矿实验研究

对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%.     

云南某尾矿综合回收重晶石和萤石试验研究

在物质组成和工艺矿物学研究的基础上对含重晶石32.71%、萤石23.35%的云南某尾矿进行综合回收试验研究,结果表明:以自制BCK为捕收剂,为保证萤石的可浮性用自制抑制剂BFN-3抑制重晶石,采用"混合浮选—优先浮选萤石—再选重晶石"的全浮选闭路工艺流程处理原矿,获得了品位为95.61%、回收率为82.14%的萤石精矿和品位为94.01%、回收率为77.83%的重晶石精矿,实现了资源的综合利用。     

川南硫铁矿尾矿再选及其重金属元素淋溶对比试验

川南某地硫铁矿尾矿中主要金属矿物为黄铁矿,主要非金属矿物为高岭土,此外还含有碳和多种重金属元素。为提高硫铁矿尾矿的综合回收利用率,采用摇床重选和"脱碳—浮硫"工艺流程进行试验,最终得到硫品位51.33%,硫回收率71.37%的硫精矿;尾矿中主要含有高岭土,硫品位已降至0.82%,可用于制备矿物外加剂、煅烧高岭土和微晶玻璃等。为考察浮选尾矿中重金属元素溶出对矿山环境的污染,采用静态淋溶试验方法对浮选前后10种重金属元素的溶出行为进行研究。试验结果表明,As、Cd、Cr和Pb在浮选前后各实验点均未检测出,尾矿浮选后Cu、Fe、Mn、Ni、Ti和Zn的溶出总量减少率均超过85%以上。本试验流程可有效回收硫铁矿,降低尾矿中硫铁矿质量分数,不仅实现了硫铁矿尾矿的综合利用,而且达到了保护环境的目的。     

从云南某高硫铅锌矿尾矿中综合回收锌的试验研究

云南某高硫铅锌矿尾矿平均含Pb 0.84%、Zn 3.67%,综合回收价值较高,其中含铅矿物主要为方铅矿和白铅矿,含锌矿物主要为闪锌矿和菱锌矿。实验室选矿试验研究表明,采用“硫化矿优先浮选–浮硫尾矿脱泥–氧化锌浮选”工艺可较好地实现尾矿中有价矿物的高效回收,进一步研究发现在氧化锌浮选过程中,粗选和扫选分别采用不同碳链长度的胺类捕收剂,可明显提高锌精矿的品位和回收率,并避免氧化锌浮选时泡沫量大、消泡困难等问题,最终可获得含锌23.46%,回收率13.04%的硫化锌精矿及含锌27.86%,回收率51.69%的氧化锌精矿,累计锌总回收率可达64.73%,实现该尾矿中有价矿物的高效回收,研究结果为该尾矿的综合回收利用提供了重要的研究数据及基础。     

广东某钨硫多金属矿选矿试验研究

本文对广东某钨硫多金属矿进行了选矿试验研究,确定了浮硫—浮钨—磁选回收铁的联合工艺流程,有效回收了钨、硫等矿物,最终获得了一级钨精矿品位72.33%,产率0.118%,次级钨精矿品位34.46%,产率0.115%,钨总回收率70.24%;硫精矿品位47.47%,回收率99.53%的选矿指标。     

国外某铜铅银钡多金属矿的分离与回收工艺

对国外某铜铅银钡多金属矿进行铜铅混合浮选、抑铅浮铜、浸出、重选等实验研究,最终确定采用铜铅混浮-精矿浸出-尾矿重选的选冶联合工艺流程,实现了铜、铅、银、钡资源的综合回收.结果表明,原矿含铜1.52%、铅7.84%和BaSO_4 29.91%,银品位为243.8 g/t,经混合浮选得混合精矿含铜8.09%、铅47.21%、银1389.4 g/t,回收率分别为85.50%,92.91%,87.93%;在室温(25℃)、浸出剂浓度0.6 mol/L、液固质量比4、浸出时间50 min的条件下浸出,获得了铜、铅、银浸出率分别为84.95%,5.56%,21.04%的浸出液和含铜1.54%、铅64.23%、银1 787.6 g/t的浸出渣.浮选尾矿经摇床重选后得BaSO_4品位为95.37%、回收率为35%的钡精矿.     

云南高泥尾矿铅锌分离实验研究

针对云南高泥尾矿铅锌嵌布粒度细、泥化严重、性质相对复杂的技术难点,进行了铅锌分离实验研究,采用泥砂分级别浮选-重选联合工艺流程,有效分离了铅锌,实现了该复杂尾矿资源的综合回收利用。结果表明,该矿中铅含量为4.29wt%,锌含量为4.99wt%,铅主要以白铅矿和铅铁矾的形式存在,铅和铁相互交代形成不同的包裹形式,分离难度极大;锌主要以氧化锌的形式存在,氧化程度较深,锌氧化率达99%,且主要为难选的异极矿。最终通过闭路选矿流程,获得铅品位33.87%,回收率62.53%的铅精矿;铅精矿中银品位142.50 g/t,银回收率30.92%;获得锌品位15.21%、回收率47.82%的锌精矿。     

某复杂低品位硫铁矿选矿工艺研究

某复杂低品位硫铁矿矿石性质复杂,结构构造多样,硫、铁矿物主要赋存在黄铁矿、磁铁矿和磁黄铁矿中,分选难度较大,为合理开发该矿产资源,本文对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用"优先浮硫—尾矿磁选收铁"工艺,在原矿含硫13.62%、含铁21.52%的基础上,闭路试验可获得含硫41.35%、硫回收率83.37%的硫精矿,含铁64.86%、铁回收率76.35%的铁精矿,试验指标良好,硫、铁矿物得到了较好的综合回收。     

车河选矿厂锌硫分离尾矿综合回收工艺改进试验研究

针对车河选矿厂锌硫分离尾矿综合回收工艺存在的金属回收率低、精矿中各种金属互含高且有害杂质含量高等问题,开展了多级沉降工艺研究、磁选工艺研究、阶段浮选工艺研究等一系列研究,并在生产中得到应用,最终硫精矿品位及回收率分别提高1.87%、2.65%,硫精矿含砷由1.82%降低至1.2%;中度锡精矿品位及回收率分别提高1.25%、0.58%,中度锡精矿含铁由28.79%降低至25.68%,经济效益显著。     

综合回收硫精矿中锌的试验研究

针对某硫精矿含锌较高的特点,通过试验确定采用先磁后浮工艺流程进行硫锌分离,采用硫化钠和活性炭对硫精矿进行脱药,最终获得了锌品位为43.65%、锌回收率为76.25%的锌精矿和硫品位为35.97%、硫回收率为96.76%的硫精矿,实现了硫精矿中锌金属的综合回收。     

某铅锌尾矿回收重晶石选矿新工艺研究

广西某铅锌矿尾矿重晶石品位14.52%,为了实现该资源的综合利用,通过对该尾矿矿石性质的研究,进行了磁选—重选联合试验研究,结果获得了BaSO_4品位为93.16%,回收率为51.11%的重晶石精矿,实现了尾矿中重晶石的有效回收。     

内蒙某硫锌多金属矿石扩大连续试验研究

内蒙某硫锌多金属矿石有用矿物产出形式和组分复杂,采用粗磨粗选、再磨精选的优先浮选工艺流程可以获得优质的铅、锌、硫产品及较理想的回收率。由于矿石中含有少量石墨,扩大连续试验通过不脱碳和脱碳两种方案对比,结果表明脱碳工艺的选矿指标优于不脱碳工艺,得到了铅品位59.18%、铅回收率88.57%的铅精矿;锌品位51.33%、锌回收率89.02%的锌精矿以及硫品位40.96%、硫回收率74.77%的硫精矿。     

磁化焙烧选别细粒难选赤铁矿尾矿试验研究

采用物理方法回收细粒难选赤铁矿尾矿,金属回收率不高,为实现铁尾矿资源的高效利用,采用预富集—焙烧工艺对细粒难选赤铁矿尾矿进行选别试验,试验主要包括:尾矿的预富集试验、预富集精矿磁化焙烧试验、焙烧产品再磨再选试验。试验矿样在给矿TFe品位为15.68%的条件下,预富集试验得到了精矿TFe品位33.19%、回收率60.45%的技术指标。预富集精矿焙烧后经单一磁选工艺选别可获得TFe品位63.04%、作业回收率80.04%、总铁回收率48.40%的技术指标;经磁浮联合分选获得了精矿TFe品位65.10%、作业回收率72.16%、总铁回收率43.62%的技术指标。     

硫酸渣磁重选联合工艺回收铁精矿研究

研究了从硫酸渣中回收铁精矿的工艺流程.硫酸渣分选最佳工艺流程为:预先分级、磨矿后在120kA/m条件下磁选,磁选尾矿用螺旋溜槽重选,混合精矿的品位61.32%,回收率83.28%,产率72.86%.硫酸渣不经磨矿直接磁选得不到高品位精矿,全部磨矿后分选,精矿品位略有提高,但回收率下降较多.     

利用微量捕收剂工艺从某尾矿中回收硫

研究采用正交试验方法,利用微量捕收剂工艺从某尾矿中回收硫,并对正交试验结果进行了极差分析和方差分析。结果表明,DHN的用量是影响硫粗精矿品位的最显著因素,浮选时间是影响硫粗精矿回收率的最显著因素。确定硫粗选作业的最佳药剂用量为:DHN250g/t,丁基黄药80g/t,2~#油40g/t,浮选时间9min。在此基础上,采用一粗一精二扫的闭路流程,可获得品位为48.64%、回收率为83.45%的硫精矿。研究结果对现场药剂制度的优化及生产有一定的指导意义。     

铁尾矿综合回收磷钛的试验研究

对某地铁尾矿进行了回收磷和钛的试验研究。结果表明,原矿在-200目占52.14%的磨矿细度条件下,进行1次粗选3次精选的开路浮选试验,可得到P2O5品位为31.58%、回收率为84.21%的磷精矿,磷浮选尾矿再磨至-200目占75.18%后通过强磁选—浮选可获得品位为48.19%、回收率为42.96%的合格钛精矿。     

组合起泡剂改进硫铁矿浮选工艺试验研究

福建某铅锌尾矿中硫品位达到8%,主要以磁黄铁矿和黄铁矿的形式存在,且单体解离度较高,具有较高回收价值。为了在原有工艺基础上提高微细矿物的回收率,使用松醇油和MIBC组合作为浮选起泡剂,经过试验,得到最优组合起泡剂为松醇油∶MIBC=1∶1,再进行1粗3精2扫小型闭路试验,可得硫品位31.29%、回收率83.56%的硫精矿,微细矿物得到较好的回收。     

辽宁某含金铁矿石综合回收的选矿试验研究

辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。