某锡石多金属硫化矿的选矿工艺研究

采用"浮选-重选"联合工艺对锡石细粒嵌布、矿物组分复杂的锡石多金属硫化矿进行研究。分析了矿石的性质,考查了"优先浮选-重选"和"混合浮选-重选"两种工艺流程的技术经济指标。结果表明:优先浮选-重选工艺流程中,锡的综合回收率为40.43%,铜的回收率为65.87%;与混合浮选-重选工艺流程相比,优先浮选-重选工艺的锡综合回收率低2.49%,铜回收率高4.2%;优先浮选-重选工艺流程的处理每吨原矿的毛利润为58.46元,比混合浮选-重选工艺流程多收入13.93元。     

低品位多金属铅锑硫化矿中湿法提取锑工艺研究

通过研究氯化湿法浸取低品位多金属铅锑硫化矿工艺,得到提取锑最佳工艺条件：通氯气的量为理论量的1.2倍、温度为90 ℃、浸取时间为4 h、固液质量体积比为1/4 g/mL。在最佳工艺条件下,锑的浸取率为99.5%,浸取液循环使用4次后锑浸取率无明显变化。该工艺解决了复杂多金属铅锑硫化矿通过选矿不能解决的多金属分离问题,在氯化浸取过程中很好地实现了锑的分离,矿产资源的利用程度大大提高,有利于资源综合开发利用和环境保护。     

铅锑多金属硫化矿中湿法制取锑白新工艺

以复杂铅锑多金属硫化物矿为原料,得到质量较好的锑白产品。通过氯气浸取、加水水解、加氨中和等步骤得到锑白。锑白产品符合GB 4062—1998要求。湿法生产锑白是一种很有前途的、并可代替火法生产锑白的工艺。低品位铅锑复杂多金属硫化矿得到综合利用开发,有效节约矿产资源,并为工业化应用奠定基础。     

山东某铅锌银多金属矿选矿试验研究

针对山东某铅锌银多金属矿嵌布关系复杂多变的特点,采用银铅锌混合浮选后铅锌分离和铅优先浮选两种技术路线进行试验.采用铅优先浮选技术路线使铅锌分离,得到了较好的选别指标,铅精矿中铅品位为70.04％,铅回收率97.75％,银品位1541 g/t,银回收率79.56％;锌精矿中锌品位43.73％,锌回收率82.55％.     

腾冲高泥氧化锌矿选矿实验研究

针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究. 结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在. 经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小于37 mm粒级的颗粒)、沉砂磨矿后先磁选后浮选的流程,确定最佳磨矿细度为小于75 mm的颗粒达91.74%,弱磁选电流为4 A,粗选药剂用量为碳酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠2 kg/t、硫化钠13 kg/t、KPR 2 kg/t. 采用闭路选矿流程,得到锌品位为27.89%、回收率75.26%的氧化锌精矿和铁品位为61.25%、回收率51.65%的铁精矿. 通过Zeta电位分析捕收剂KPR与异极矿的作用机理.     

多金属复杂硫化铜矿中有价金属的分离研究现状与进展

综述了复杂铜铅硫化矿中铜锌及铅等有价金属的分离回收技术。通过阐述最近的几种处理复杂硫化铜矿的方法,分析和比较了各处理方法的特点,展望了研究趋势。指出:氧化焙烧预处理-浸出法和硫酸化焙烧-水浸法尽管工艺流程短且简单,但焙烧过程产生的SO₂气体对环境污染严重;硫化焙烧-酸浸法能有效降低SO₂气体的排放量,但其焙烧条件苛刻,难以实现工业化;高价铁盐浸出法存在高价铁盐损耗大、再生难的问题;使用氯盐体系直接浸出时还存在Cl^-对设备腐蚀严重等问题;而氧压浸出和微生物浸出虽然也存在一些不足,但在处理复杂硫化铜矿过程中无有害废气产生,环境友好并且硫以单质硫的形式回收,能有效解决硫酸储存难问题,相信其在今后处理复杂多金属硫化矿中具有广阔的发展前景。     

可渗透反应墙处理铅锌硫化矿选矿废水的实验研究

以铅锌硫化矿选矿废水为研究对象,分别用改性红辉沸石、活性炭、铁粉、石英砂等为反应介质,设计4中不同介质配比的可渗透反应墙反应器,进行实验研究。结果表明,各PRB反应器对其均有较好的去除效果,其中对化学需氧量、氨氮、总砷、总镉、总铅、总锌、总铜的最大去除率分别为86.54%、90.00%、94.44%、96.25%、94.34%、96.19%、95.67%。当材料配比为:还原铁粉∶活性炭∶石英砂=35∶25∶40及还原铁粉∶改性红辉沸石∶石英砂=55∶25∶20时,铅锌硫化矿选矿废水出水中各污染物均能达到《铅、锌工业污染物排放标准》(GB25466-2010)浓度限值要求。实验结果表明,改性红辉沸石、活性炭的添加有助于去除选矿废水中污染因子。     

含铜磁黄铁矿的选矿研究

在对江西某含铜磁黄铁矿的选矿研究中采用了全浮和磁－浮两种工艺。全浮工艺获得硫精矿品位３５．５６％，收率９０．０８％，铜精矿品位１７．８５％、收率７２．８４％。磁－浮联合工艺获得硫精矿品位３４．２％、收率９４．５％，铜精矿品位１８．９８％、收率５６．１０％。全浮用药量较磁一浮工艺高，但耗水量小。全浮工艺的铜回收率较高。两种工艺均能获得较好的选矿指标。     

云南某含铁磷矿可选性实验研究

为提高云南某含铁磷矿资源的综合利用率,通过洗矿—磁选—浮选联合工艺对该矿进行了综合回收磷、铁矿物实验.结果表明,该工艺可获得高质量的磷精矿产品,磷精矿w(P2O5)可达35％以上,浮选作业P2O5回收率可达85％～90％.     

云南某中低品位风化磷矿选矿实验研究

云南某中低品位磷矿,含镁低、硅高,风化程度较深。采用捕收性能强,选择性能高的磷矿正浮选脱硅常温捕收剂HH进行试验研究。结果表明:在采用一粗一扫正浮选闭路工艺流程,在磨矿细度小于74μm粒级质量分数为90%,抑制剂水玻璃用量为9.0 kg/t,捕收剂用量为1.7 kg/t的条件下,可获得磷精矿P_2O_5品位为29.26%,MgO质量分数为0.83%,精矿产率为65.62%,P_2O_5回收率为89.05%的浮选试验指标。     

Applying One-Stage Grinding and Flotation to Improving Copper Recovery of a Fine-Grained Cu-Mo Sulphide Ore

This paper introduces the mineralogy of a fine-grained Cu-Mo sulphide ore, and the relationship between grinding fineness and flotation performance. Results show that the grinding fineness is a key factor affecting the recovery of copper and molybdenum. The result of one stage grinding and flotation is much better than that of grinding and flotation by stages, because an over grinding of chalcopyrite caused by regrinding of Cu-Mo bulk concentrate can be avoided. Finally, a simple flowsheet has been developed, that is, one-stage fine grinding of raw ore to 90% ?0.074 mm, and a bulk flotation to produce a bulk concentrate by one-stage roughing, two stages of cleaning and one-stage scavenging, followed by three times of Cu-Mo flotation separation. When the feed contains 0.50% Cu and 0.19% Mo, the obtained copper and molybdenum concentrates assay 19.23% Cu and 48.53% Mo with the recoveries of 85.5% and 90.96%, respectively.     

云南某富银锌精矿锌银浮选分离实验研究

云南某富银锌精矿中银主要以类质同象形式存在于白铅矿中,本工作以该矿样为研究对象,根据其性质,采用抑铅浮锌的工艺流程进行浮选,考察了磨矿细度、抑制剂、活化剂及捕收剂等因素对浮选分离指标的影响。结果表明,–19+10 μm粒级中银含量最高。在磨矿细度–74 μm占90%,硅酸钠用量为2000 g/t,硫酸铜用量为200 g/t,丁基黄药用量为300 g/t,松醇油用量为30 g/t的条件下,1次粗选、1次精选、1次扫选,中矿顺序返回的全流程闭路实验,可获得含锌61.08%,回收率95.89%的锌精矿和含银1548.32 g/t,回收率为71.17%的银精矿,实现了锌银的浮选分离及伴生银的高效富集。     

黑曲霉菌一步浸取低砷硫化矿:Taguchi正交优化(英文)

A study was carried out to examine the possibility for Aspergillus niger strain KBS4 to bioleach metals from sulphide ore with low concentration of arsenic and to optimize the parameters that affect this process by orthogonal array optimization. Fungal sample was collected, purified and sequenced. The bioleaching process was optimized with L25 Taguchi orthogonal experimental array design. Five factors were investigated and 25 batch bioleaching tests were run at five levels for each factor. The parameters were initial pH, particle size, pulp density, initial inoculums and residence time for bioleaching. The experimental results showed that under optimized leaching conditions: pH 5.5, particle size 180 μm, initial inoculums size 3×10 7 spores per ml, pulp density 15% and residence time of 20 days, the bioleach ability of metals were 63% Fe, 68% Zn, 60% As, 79% Cu and 54% Al. The biosorption of metal ions by fungal biomass might occur during the bioleaching process but it did not hinder the removal of metal ions by bioleaching.     

云南某萤石与重晶石共生矿选矿工艺

针对萤石重晶石共生矿可浮性相近、浮选分离困难的选矿难题,对云南某萤石重晶石共生矿进行了选矿工艺研究. 结果表明,原矿含重晶石44.38%,萤石20.21%,脉石矿物主要为石英. 经多个实验流程对比后,最终采用萤石和重晶石混合浮选流程,以皂化油酸钠为捕收剂. 采用抑重浮萤的流程,以硫酸铝为重晶石抑制剂,保证萤石可浮性. 经闭路分选流程得到品位96.13%、回收率88.74%的萤石精矿和品位87.65%、回收率97.78%的重晶石精矿.     

低品位氧化锌矿堆浸实验研究

对含锌11.49%的低品位氧化锌矿以自然粒度筑堆,堆高1 m,浓酸熟化、板结后,采用间歇式喷淋(1/3闲置),喷淋强度10~12 L/(m2×h),堆浸温度20~32℃,堆浸浸出液终点pH值控制在1.0~1.5,经过13周的堆浸后,2 t规模低品位氧化锌矿的锌堆浸浸出率大于93%. 堆浸渣石灰乳处理以消除其可能的环境污染. 低品位氧化锌矿堆浸浸出工艺在技术上是可行的.     

湖北某磷矿反浮选钾长石试验研究

针对湖北某低品位难选硅钙(镁)质磷矿,主要脉石矿物为钾长石,原矿P2O5品位19.84％,SiO2品位27.78％.在磨矿细度-0.074 mm占比80.16％,预先脱除白云石及细泥的情况下,用醚胺类捕收剂T-609反浮选钾长石,可获得精矿P2O5品位33.65％,回收率达72.83％的良好指标,实现了磷灰石和钾长石的有效分离.捕收剂T-609与钾长石主要以物理吸附为主,T-609和消泡剂TOP的搭配使用,可有效改善阳离子捕收剂反浮选钾长石泡沫性能.     

鄂西铁矿除磷试验研究

对湖北鄂西某铁矿的矿石进行了浮选除磷捕收剂和调整剂的条件试验研究采用二段粗选、二次泡沫再选浮选工艺流程能获得较理想的除磷效果。在磨矿细度小于200目的比例为74.7%的开路条件下,当原矿TFe品位为52.66%,P含量为1.17%时,可获得TFe品位为57.37%、P含量为0.23%的铁精矿,TFe回收率为68.95%,P排除率达86.59%。     

云南海口磷矿浮选尾矿的工艺特性研究

对云南海口磷矿浮选尾矿的物相和化学组成、反应特性及发泡性能进行了研究.结果表明:海口浮选尾矿的主要物相为CaMg(CO3)2、Ca3(PO4)3F、SiO2,镁的质量分数为11.59%.P2O3的质量分数为9.87%;浮选尾矿的反应活性很好,抗阻缓性较差,发泡比较严重,需要加入消泡剂.