某含铜金银多金属硫化矿尾矿资源综合利用试验研究

对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag, 含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t, 主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿, 金、银主要分布于黄铜矿中, 其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分, 开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验, 确定了相关工艺参数, 闭路试验获得了铜精矿产率0.68%, Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%, S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

低品位尾矿中银综合利用的试验研究

针对尾矿中有价矿物品位低、嵌布粒度细和难以高效活化的特点,对含银15.47g/t,Pb、S分别为 0.62%、1.75%的铅尾矿进行了选矿试验研究。通过不同选矿工艺对比,确定浮选流程较适合于该尾矿中Ag的回收,在较简单的药剂制度下,通过“一粗三精两扫”的闭路试验流程可获得Ag品位和回收率分别为137.09g/t、55.27%的银精矿,其中含Pb5.85%,Pb回收率60.35%,实现了对该尾矿资源的二次利用。     

河南某低品位含铅银矿综合回收试验研究

针对河南某低品位含铅银矿生产中存在银回收率低、精矿铅品位低的问题进行了选矿综合回收试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,试验采用硫化浮选+氰化浸出工艺综合回收银和铅,最终获得的分选指标为:浮选精矿Ag品位7 024 g/t,Ag回收率76.00%;Pb品位13.03%,Pb回收率55.63%,铅可以计价回收。浮选尾矿进行氰化浸出后可回收16.71%的Ag,最终Ag的总回收率为92.71%。     

某铅锌尾矿中复杂难选伴生萤石选矿试验研究

某铅锌浮选尾矿中CaF2含量为15.56%,BaSO4含量为12.43%,CaCO3含量为10.47%,属低品位复杂难选伴生萤石矿。针对该尾矿中萤石矿物,开展详细浮选试验研究。小型闭路试验采用1次粗选2次扫选5次精选,中矿顺序返回的原则流程,在药剂累计用量油酸钠525 g/t、十二烷基磺酸钠525 g/t、水玻璃1170 g/t、腐殖酸钠390 g/t、碳酸钠1000 g/t的条件下,获得了CaF2品位95.07%、回收率84.68%的萤石精矿,较好地实现了该铅锌尾矿中低品位复杂难选伴生萤石矿物浮选回收,并获得理想的选矿指标。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。     

某低品位微细粒金矿石浮选试验研究

对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究, 确定了浮选工艺参数为：磨矿细度-0.074 mm粒级占87.07%, pH调整剂硫酸用量1 500 g/t, 活化剂硫酸铜用量500 g/t, 捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为75 g/t, 经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路浮选流程获得了精矿金品位21.30 g/t、尾矿金品位0.28 g/t、精矿产率7.20%、金回收率85.51%的选别指标。     

浮选法从某尾矿中回收硫的试验研究

为了对某选矿尾矿进行回收利用,在矿石工艺矿物学研究的基础之上,通过浮选系列试验研究,确定了浮选回收硫的最佳工艺流程及工艺指标。采用一次粗选、一次扫选、扫选中矿再精选的试验流程,粗选丁基黄药用量为300 g/t,MIBC 60 g/t,CaO调浆至pH值为8.5;扫选丁基黄药150 g/t,MIBC 30 g/t;精选不加药的条件下,得到硫品位35.95%,回收率65.12%的硫精矿及硫品位20.86%,回收率9.64%的硫中矿。     

贵州某中低品位萤石矿浮选试验研究

贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明：矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。     

从陕西某金矿中高效回收金及伴生低品位有价元素工艺流程研究

陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。     

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。      

硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

反浮选铁尾矿正-反浮选再选研究

通过正-反浮选联合流程对取自齐大山选矿厂的反浮选尾矿进行了再选试验研究,结果表明,以2,4-二羟基苯甲酸为石英抑制剂、油酸钠为捕收剂,在不加pH值调整剂的条件下,当抑制剂用量为800 g/t、捕收剂用量为550 g/t时,正浮选5 min后,粗精矿中铁的回收率可达78.85%,品位为31.86%。正浮选粗精矿反浮选试验结果表明,当磨矿细度达到95.50%-0.045 mm 时,经过1次粗选、2次精选,1次扫选,可获得精矿铁品位66.17%,铁回收率27.64%的分选指标。     

阿舍勒铜矿锌硫分离作业尾矿浮选回收铜及伴生金银试验研究

针对生产现场锌硫分离作业尾矿作为二次资源浮选回收铜及有价元素金银进行了试验研究,锌硫分离尾矿经一次粗选、三次精选、两次扫选获得铜品位为13.78%的铜精矿、铜回收率为62.28%,铜精矿含金、银品位分别为1.10g/t和335.32g/t、回收率分别为10.74%和32.01%的较好指标。     

澳大利亚某铜尾矿硫化铁矿物高效回收试验研究

对澳大利亚某铜尾矿进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究。讨论了捕收剂种类、用量,粗选矿浆p H值,活化剂用量等因素对浮选工艺的影响;确定了丁基黄药作为捕收剂,用量为100 g/t,粗选矿浆p H=5.0,硫酸铜作为活化剂,用量为400 g/t的药剂制度。通过一次粗选一次扫选两次精选的浮选工艺流程,获得硫品位为47.51%,回收率为92.11%的硫精矿。实现了铜尾矿中硫化铁矿物的高效回收利用。     

某金矿选矿工艺研究

对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。     

山西某铅金混合精矿铅金分离试验

针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用一次粗选两次扫选两次精选的工艺流程,闭路试验可获得Pb品位60. 35%、含Au 54. 06 g/t、含Ag 2 708. 80 g/t的铅精矿,铅回收率为59. 41%、Au回收率26. 05%、Ag回收率37. 79%; Au品位33. 34 g/t、Ag品位968. 97 g/t的金精矿,Au回收率为73. 95%、Ag回收率62. 21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用,同时不影响金银的总回收率,提高了选矿厂的经济效益。     

从铁尾矿中回收磷的浮选试验研究

针对河北地区某铁选厂尾矿进行回收磷的浮选试验研究。原矿中P2O5含量为2.11%,-0.074 mm产率为8.94%。当磨矿细度为-0.074 mm占54.71%时,经过强磁选预先降钛,强磁尾矿在p H值为8,水玻璃用量800 g/t,aw-01用量1000 g/t,矿浆质量分数25%的条件下,经过1次粗选、3次精选的开路浮选试验对磷矿物进行回收,最终得到磷精矿品位为35.44%,回收率为84.03%。浮选尾矿中磷含量降低至0.28%。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

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。