大冶有色金属公司诺兰达炉真空缓冷贫化包子冷却炉渣选矿工艺研究

对诺兰达炉包子冷却炉渣的工艺矿物特性进行了研究 ,采用粗磨粗选 ,粗选尾矿扫选抛尾 ,粗精矿再磨精选的流程 ,可以得到铜品位为 2 1 5 5 % ,回收率为 78 2 8% ,尾矿品位为 0 2 0 %的好指标 ;选铜尾矿磁选 ,可以得到铁品位为 5 9 67%的铁精矿 ,回收率为 3 1 90 % ,达到了攻关目标     

钙镁质磷矿尾矿浮选试验研究

对湖北宜昌某化工厂钙镁质磷矿尾矿进行了综合利用研究。采用先选磷、后选镁的浮选工艺,将磷尾矿分成3种组分分别加以综合利用: 磷组分中P₂O₅品位20.12%,用于生产磷镁复合肥; 钙镁组分中MgO品位20.46%、CaO含量30.73%、SiO₂含量1.38%、P₂O₅含量1.21%,用于制备耐火材料; 硅组分中SiO₂品位5.37%,用于制备免烧结尾矿砖。实现了钙镁质磷尾矿的全资源化综合利用。     

贵州织金某磷尾矿再选工艺试验

贵州织金某磷尾矿P_2O_5品位为10.09%,磷主要以磷灰石形式存在,主要脉石矿物为白云石。为给该磷尾矿综合利用提供依据,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.075 mm占73.64%条件下,以磷酸为调整剂、ZJ3为捕收剂,经1粗2精闭路反浮选(粗选尾矿与精选1尾矿合并为最终尾矿、精选2尾矿返回至精选1),获得了P_2O_5品位为32.14%、回收率为48.29%、MgO含量降至2.02%的磷精矿。试验结果可以为该磷尾矿的开发利用提供技术依据。     

云南某磷矿选厂柱机短流程工艺优化实践

针对云南某选矿厂胶磷矿柱机短流程工艺生产时存在的浮选机精选尾矿P2O5品位偏高、浮选柱与浮选机匹配不良的问题,通过考察分析,发现精选尾矿胶磷矿单体含量较高、连生体含量较少,因此可考虑对1#、2#浮选机精选尾矿增设扫选作业或延长浮选时间,以回收单体胶磷矿,减少其在尾矿中的损失。增设扫选的柱机短流程工艺应用后,1#～2#浮选机精选尾矿P2O5品位从13%～16%下降到9.0%左右,并稳定了3#～4#浮选机精选精矿P2O5品位,初步实现了该磷矿柱机短流程工艺的产业化应用。     

某钒钛磁铁矿尾矿回收钛和磷的试验研究

某钒钛磁铁矿选铁尾矿中含TiO27.14%、P2O51.92%,为提高资源综合利用率,进行了从该尾矿中回收钛和磷的试验研究。试验研究结果表明,经过强磁—摇床提钛以及尾矿浮选选磷工艺后,最终可以获得产率为21.99%、TiO2品位为24.45%、回收率为74.16%的粗钛精矿以及产率为3.43%、P2O5品位为38.48%、回收率为68.81%的磷精矿。     

某钒钛磁铁矿尾矿中钛铁矿的选矿研究

某钒钛磁铁矿尾矿品位较低,TiO2品位为3.2%,试样中钛铁矿的含量为5%。试样中TiO2在细级别中分布较多。试样经磁选预选可有效的抛除大量尾矿,钛粗精矿经分级后的重选效果较好,然后采用高压电选工艺,可获得品位大于38%的钛精矿。"磁选-重选-电选"综合条件试验可获得TiO2品位为39.28%,回收率13.87%的钛精矿。     

某赤铁矿选厂降低尾矿铁品位试验

通过对某赤铁矿选厂尾矿矿石性质的分析研究,提出了进一步降低尾矿铁品位的流程方案,即2次强磁扫选尾矿分级—粗粒级进入摇床、细粒级进入离心机—离心机精矿用皮带溜槽精选流程。试验获得了精矿铁品位为34.05%、产率为35.24%、回收率为66.36%、尾矿品位为9.52%的良好指标,并结合试验结果提出了降低尾矿品位增加精矿产量的现场改造方案。     

降低密地选厂尾矿铁品位的探索试验研究

摘要:攀钢密地选矿厂阶磨阶选流程改造后,产品的物料特性发生了变化,尾矿品位较改造前有所增加。选铁尾矿中品位TFe16.16%, TiO211.03%,尾矿中铁品位偏高,有必要进行降低尾矿中的铁品位的试验研究。研究结果表明,采用弱磁选可获得产率为5.02%,品位为TFe57.24%,回收率为17.78%的铁精矿;采用弱磁选—强磁选—浮选工艺流程,可获得产率为10.41%,TiO2品位为47.15%,回收率为44.49%的钛精矿。将所有尾矿混合,其混合尾矿降低至TFe11.42%, TiO25.97%,研究结果对密地选矿厂的流程改造有一定的参考作用。      

某钛铁矿尾矿中磷和稀土的综合回收利用

对某钛铁矿尾矿进行化学多元素分析,确定综合回收利用其中的磷矿物和稀土矿物。对该尾矿进行了磁选、浮选探索试验以及条件试验,最终确定采用浮选工艺回收尾矿中的磷灰石和稀土矿物。经过一粗四精两扫的浮选富集后,可获得P_2O_5的品位为37.01%,回收率为95.04%,REO品位为1.02%,回收率为75.14%的磷精矿。     

某低镁、高硅磷矿擦洗尾矿1.0t/d浮选试验研究

针对云南某低镁、高硅擦洗磷矿尾矿,进行1.0t/d扩大浮选试验研究,对比研究了"粗选和精选尾矿合并再选"和"粗选和精选尾矿分开再选"两个工艺流程的选矿结果。结果表明,"粗选和精选尾矿分开再选"流程的选矿指标较好。原矿经"粗选和精选尾矿分开再选"流程浮选后所得精矿的P_2O_5品位为28.61%,回收率为71.92%,较"粗选和精选尾矿合并再选"流程所得精矿的P_2O_5品位与回收率分别高出0.39、3.24个百分点,且平均每t擦洗尾矿可获得约72.78元的经济效益。"粗选和精选尾矿分开再选"流程的浮选指标稳定性良好,可实现擦洗尾矿的有效利用,为矿山取得了较好的经济效益。     

多极永磁磁选机的试验研究

分析了多极永磁磁选机特点,研究设计了新型多磁极永磁磁选机,对多极磁选机的磁场分布及对磁性物选别的影响进行了分析。多极磁选机对提高精矿品位,降低尾矿品位有很好的效果,工业试验结果表明,在回收率基本不变的情况下,精矿品位提高了1%～1.5%,尾矿品位降低了0.5%～1.5%。     

Comprehensive recovery of metals from cyanidation tailing

Cyanidation tailing is the residue produced in gold plants which use cyanidation to extract gold. It can be used as a secondary resource to recover residual metals that are of great economic value. The cyanidation tailing investigated in this paper was obtained from Shandong Province, China. It contained valuable metals such as chalcopyrite, galena, sphalerite and pyrite. In this study, alkaline sodium hypochlorite was used as a regulator in the pretreatment stage. It was proved that the sodium hypochlorite played two roles in the flotation pulp: oxidant and pH regulator. On one hand, sodium hypochlorite oxidized cyanide to cyanate, eliminating the negative effect of residual cyanide towards the environment. On the other hand, with the pH of flotation pulp exceeding 10, sphalerite and pyrite were depressed enormously, which was beneficial to the recovery of chalcopyrite and galena. With the Cu–Pb bulk flotation flowsheet, the cyanidation tailing was processed to obtain qualified Cu concentrate with grade of 13.17% and recovery of 70.00% compared with the original Cu grade of 0.21%. The Cu–Pb tailing was processed to obtain qualified Zn concentrate with grade of 34.72% and recovery of 69.58% compared with the original Zn grade of 0.33%, constituting the comprehensive recovery routing for the cyanidation tailing.     

云南某铜矿选矿工艺试验研究

根据云南某铜矿的原矿性质,试验研究了浮选回收铜的工艺流程、工艺参数以及所能达到的技术指标。结果表明,当入选原矿石铜品位为2.74%、磨矿细度-74μm65%的条件下,采用硫化钠作活化剂、411黄药作捕收剂、11号油作起泡剂,通过一次粗选、两次扫选、三次精选,可获得铜精矿品位为20.33%、回收率为95.23%的较好指标。     

水厂铁矿细碎产品干式预选设备升级研究

水厂铁矿采用CT-0812型永磁磁力滚筒对TFe品位为23.80%的细碎产品进行干式预选，TFe品位仅提高2.10个百分点，抛尾产率仅为11.32%，尾矿mFe品位达2.38%，干式预选效果不理想。为改善预选效果进行了不同新型干选机预选效果对比试验，对预选效果较好的新型干选机进行了现场工艺参数条件试验，并对新老干选机的工业生产指标进行了对比。结果表明：①在实验室条件下，TFe品位为21.45%的水厂铁矿细碎产品，XDG65-50型多级吸出-吸住联合干式预选机可抛出产率达16.63%、TFe品位为6.16%、mFe品位为1.63%的尾矿； CTX0812型旋转磁场干式磁选机可抛出产率达39.83%、TFe品位为5.45%、mFe品位为1.02%的尾矿，预选效果较理想。②在现场工业试验参数范围内，CTX0812型旋转磁场干式磁选机对磁系运转频率和分料板位置不敏感，但对给料皮带运行速度较敏感，皮带运行速度提高，尾矿TFe品位和mFe品位呈先慢后快的上升趋势；在磁系运转频率为70 Hz，皮带运行速度为3.2 m/s，分料板距滚筒中心水平距离为300 mm情况下处理TFe品位为22.95%的给矿，可获得TFe品位为26.93%的干式预选精矿，抛尾产率达19.60%，尾矿mFe品位为2.05%。③在给矿品位相当、干选机工艺参数均最佳的情况下，CTX0812型旋转磁场干式磁选机可抛出产率达18.78%、TFe品位为6.87%、mFe品位为2.06%的尾矿，精矿TFe品位达28.69%，提高幅度达4.02个百分点；CT-0812型永磁磁力滚筒可抛出产率为14.21%、TFe品位为7.45%、mFe品位为2.58%的尾矿，精矿Fe品位仅为26.95%，提高幅度仅为2.25个百分点。④CTX0812型旋转磁场干式磁选机通过高频次的磁翻转和磁搅动以及高磁场强度，能实现磁性物料和非（弱）磁性颗粒的高效分离，适合用于水厂铁矿细碎产品的高效干式预选抛废。     

用旋流-静态微泡浮选柱反浮选磁选铁精矿

用旋流-静态微泡浮选柱和浮选机对某铁矿选厂含铁42.00%的低品位混合磁选铁精矿进行了提高精矿品位的反浮选对比小型试验,结果表明,同样是1次粗选,浮选柱精矿品位达67%左右,比浮选机高约3个百分点,但尾矿品位也较高。为此,对浮选柱进行了增设脉动磁系和稳流管的改进。改进后的浮选柱不仅保持了精矿品位高的优势,而且尾矿品位大幅度降低,1次粗选可使精矿品位达到67.85%,回收率为79.22%,而浮选机需经过一粗一精一扫3次选别才能获得与此相近的指标。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

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。     

新疆某铜镍尾矿综合利用选矿试验

新疆某铜镍尾矿中尚含有0.2%左右的镍、0.1%左右的铜,同时还含有17%左右的铁和3%左右的硫。镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在,硫主要以磁黄铁矿和黄铁矿形式存在。为了给该尾矿中这些有价成分的综合回收提供依据,对该尾矿进行了再选试验。结果表明：采用铜镍浮选-硫浮选-铁磁选-磁选精矿再浮选脱硫的工艺流程,并在铜镍粗选时采用旋流喷射浮选柱、在铜镍精选前和磁选精矿脱硫前采用再磨手段,最终可获得铜、镍品位分别为1.21%和2.72%,铜、镍回收率分别为12.30%和16.59%的铜镍混合精矿,以及铁品位为65.12%、铁回收率为26.96%的铁精矿和硫品位为35.73%、硫回收率为87.54%的硫精矿。     

江西某铜脱硫尾矿的资源化试验研究

江西某选矿厂选矿作业产生大量铁、硫品位分别为16.648%、2.44%的铜脱硫尾矿,而尾矿坝容量有限,堆存尾矿对环境造成极大的危害,为此,采用磁选—浮选联合选矿流程进行试验。结果表明,以直径4 mm的钢网为磁介质,在背景磁感应强度为0.760 T,矿浆流速为0.14 L/s,脉动冲次为450次/min条件下高梯度磁选作业后,磁性产品铁品位提高至23.69%、硫含量为2.79%;磁性产品以FS为活化剂,异丁基黄药用量为捕收剂进行脱硫浮选,可获得硫含量1.01%、铁品位达到23.15%的水泥辅料产品,硫品位21.17%、硫回收率31.84%的高硫尾矿,脱硫效果良好。水泥辅料产品可满足水泥工业要求,实现了尾矿的资源化利用,同时可减少37.90%的尾矿排放量,减轻了尾矿坝压力,降低了对环境的影响。     

和尚桥选矿厂中碎大块干选抛尾改造实践

针对马钢和尚桥选矿厂入选矿石品位低、选矿比大、选矿成本高、尾矿浓密机长期超负荷运行的问题，进行了中碎产品大块干式预选抛尾工艺研究与生产工艺改造。结果表明：①选用CTDG1220型磁滑轮对现场中碎产品进行干式预选抛尾，可抛出产率12.38%、全铁品位10.31%、磁性铁品位0.80%的废石；干抛精矿全铁品位20.00%、磁性铁品位7.29%、全铁回收率达93.21%、磁性铁回收率达98.42%，后续作业矿石铁品位提高了1.20个百分点。②细碎及其后续系统的负荷显著下降，有利于后续系统的稳定运行；每年产出的74.28万t废石可作为砂石骨料销售。③新增系统年创造经济效益3 728.28万元。