无机和有机絮凝剂复配对铁尾矿沉降特性研究

陕西某铁矿选矿厂尾矿难沉降、尾水质量差，尾水长期未回用，不仅浪费水资源，还存在环境污染等问题。为了加快尾矿沉降、改善尾水质量，对尾水进行回用，选用不同种类的无机和有机絮凝剂对尾矿 浆进行沉降试验研究，并考察了FeCl3和新型AL9020有机絮凝剂复配对尾矿絮凝沉降的作用。结果表明，该铁尾矿粒度细，自然沉降效率低，单独使用无机絮凝剂时尾矿沉降速度较慢，但澄清层浊度低；单独使用有机 絮凝剂时尾矿沉降速度快，但澄清层浊度高；将FeCl3和AL9020絮凝剂配合使用既能提高尾矿的沉降速度，又能降低澄清层的浊度，增强了尾矿的沉降效用。在最佳药剂制度下：先添加200 g/m3的FeCl3，再加入15 g/m3的AL9020絮凝剂，铁尾矿的沉降速度为301.68 m/d，澄清层浊度为23NTU，沉降速度的加快和澄清层浊度的降低为尾水回用提供了质量保障。无机和有机絮凝剂复配后产生协同作用，能够显著提高尾矿的沉降效果 ，为尾矿尤其是细粒尾矿的沉降提供借鉴。     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

提高新疆某地金矿浮选回收率试验研究

通过大量的试验研究,发现浮选中采用合理的调整剂及分段加药方式可使某金矿金的回收率提高近3%,且金精矿的金品位提高10g/t以上。此工艺为现厂下一步技改提供了可靠的技术依据。     

酸浸钒渣制备高强陶粒工艺

为了提高酸浸钒渣的利用效率,以商洛千家坪钒渣为主要原料,添加黏土和粉煤灰制备建筑用烧结陶粒。对陶粒制备过程中各物料的配比、制粒工艺参数、预热和焙烧制度进行了系统研究。结果表明,物料配比为钒渣∶粘土∶粉煤灰=6∶1∶3、制粒用水量为18%、制粒时间为15 min、预热温度为400℃、预热时间为30 min、焙烧温度为1160℃、焙烧时间为20 min的条件下,可制得筒压强度为11.58 MPa,堆积密度为1014.7 kg/m3,吸水率为5.61%的高强陶粒。SEM和XRD分析结果表明,钒渣在烧结成陶粒的过程中主要产生了石英、斜长石和钾长石相,形成了结构致密、孔骨架良好的矿物集合体,因此提高了陶粒的强度。      

榴辉岩型金红石矿资源综合利用开发研究

苏北某榴辉岩型金红石矿富含石榴石和绿辉石,由于金红石与石榴石、绿辉石等矿物密度和磁性差异较小,在选别金红石时分选效果不理想,且有用矿物未被充分回收,造成资源的浪费。通过对该金红石矿进行详细的工艺矿物学分析以及大量的选矿流程试验研究。结果表明：该矿金红石粒度较细、石榴石和绿辉石粒度较粗,金红石多赋存于石榴石与绿辉石粒间,或部分包裹于石榴石、绿辉石中,欲回收各有用矿物,需要采用阶段磨矿、联合选矿的方式方法。采用重-磁-浮联合选矿工艺,并在浮选时使用新型金红石捕收剂TXB、合理调控矿浆pH,有效实现了金红石、石榴石、绿辉石的分离,不仅得到了TiO2品位大于90%金红石精矿,而且还综合回收了矿石中的石榴石、绿辉石和钛铁矿,基本实现了无尾矿排放。该研究既利于环保,又利于企业经济效益的增长,为相似金红石矿的综合利用开发提供借鉴。     

钒钛磁铁矿尾矿中钪的直接酸浸试验研究

陕西洋县毕机沟钒钛磁铁矿尾矿中氧化钪含量为97.08 g/t,为了充分回收这部分稀土资源,通过直接酸浸对钪进行浸出,系统研究了酸的种类及用量、助浸剂种类及用量、浸出温度、浸出液固比、浸出时间以及入料细度对钪浸出效果的影响。结果表明：不添加助浸剂的情况下,硫酸、盐酸、硫酸+氢氟酸、盐酸+氢氟酸对尾矿中钪的浸出效果均很差,但盐酸的浸出率较硫酸高,在盐酸体系下添加2^#助浸剂能够显著提高钪的浸出率;将尾矿磨矿至-0.075 mm占80%的细度,在2^#助浸剂用量15%、盐酸浓度6 mol/L、液固比3∶1、浸出温度90℃、浸出时间6 h的最佳条件下,钪浸出率达89.53%。该直接酸浸工艺对钪的浸出率高,且可操作性比较强,能够促进从尾矿中回收钪的发展。     

载金炭常压解吸化学提金工艺及其应用

主要介绍了载金炭常压解吸化学提金工艺和应用效果。载金炭经预处理后,在105℃、常压解吸金,解吸责液经化学沉淀生成海绵金。该工艺的应用实践表明,金解吸率可达99％以上,解吸贫炭金品位在80g／t以下。     

低品位钒钛磁铁矿综合回收选矿工艺研究

对某地低品位钒钛磁铁矿石(V2O50．22％、TFe25．8％、TiO2 5．35％)采用优先浮选-磁选-重选联合工艺，在回收主元素Fe、Ti的同时，还综合回收了V、Co、S、P伴生组分，分别获得了含V2O5 0．76％、Fe 66．75％、S 0．019％、P 0．008％的优质铁精矿；含Co0．35％、S 33．28％的合格钴硫精矿；含TiO2 43．88％、S 0．096％、P0．078％的钛精矿；含P2O5 31．24％的合格磷精矿。该工艺使矿石中对主产品铁、钛精矿有害的成分S、P及有用成分V、Co最大限度地转化为有价可销售的副产品，增加了主产品的附加值，提高了综合工艺技术指标及综合经济效益。     

某含细粒磁黄铁矿铁锌矿石选矿工艺研究

某铁锌矿石中可选矿回收的目的矿物为磁铁矿和闪锌矿,但部分闪锌矿中包裹有磁性较强、粒度较细的磁黄铁矿,处理不当易导致铁精矿中硫含量超标或影响锌精矿品位。为了给该矿石的开发提供技术支撑,对其进行了选矿工艺研究。结果表明：采用先浮选锌后弱磁选铁的原则流程,可以解决铁精矿硫超标问题;将锌粗精矿再磨至-400目占85%后再精选,可以保证锌精矿品位。试验最终获得了锌品位为48.74%、锌回收率为86.92%的锌精矿和铁品位为63.29%、铁回收率为90.58%、硫含量为0.29%的铁精矿。     

提高某难选钼矿钼精矿品位的试验研究

本文对某难选钼矿石进行了提高钼精矿品位的试验研究。查清了钼精矿品位低下的主要原因是可浮性好的被铁的氧化物染成红褐色的长石等脉石矿物的影响,针对这种现状,研究添加K-4抑制剂对钼精矿品位有显著提高。