某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿分选尾矿中钨的选矿试验

通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO₃品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO₃品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。     

武平悦洋含银铜多金属矿铜银分离工艺研究

武平银铜矿矿物间嵌布特征复杂,原有工艺流程选矿指标不是很理想,本文针对原流程存在的问题,提出铜银混合浮选-再磨-铜银分离工艺流程,在铜银分离过程中提出通过载体抑制银矿物,即通过使用氧化钙 SD-1组合药剂对银的载体矿物黄铁矿等进行抑制,从而实现铜银的有效分离。通过系统试验研究,最终获得了铜品位为20.29%,回收率为56.45%,银品位为 1670.50g/t,回收率为15.36%的合格铜精矿,以及铜品位为1.19%,回收率为36.03%,银品位为742.85g/t,回收率为74.32%的合格银精矿。银精矿中铜品位小于2%,有效防止了硫化铜矿在银矿物浸出过程中的不利影响。     

某铅锑银多金属矿选矿试验

在工艺矿物学研究基础上,对某铅锑银多金属原生矿进行了混合浮选工艺技术条件研究。结果表明,原矿磨至-0.074 mm占85%时,经1粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理,可获得Pb、Sb、Ag品位分别为28.00%、31.00%、920.0 g/t,Pb、Sb、Ag回收率分别为85.69%、95.89%、78.39%的铅锑混合精矿。     

某氧硫混合多金属矿铜铅分离研究

本论文针对某复杂氧硫混合多金属矿石进行了选矿实验,原矿含Cu 3.66％,Pb 1.78％,Au 0.99 g/t,Ag 75.34 g/t,且铜、铅均以硫化、氧化两种形式存在,这为铜、铅的回收造成了一定的困难.本研究在磨矿细度90％ -0.074 mm的条件下,经一次粗选一次扫选的浮选流程,分别得到氧化铜铅混合精矿及硫化铜铅混合精矿后,将所得的混合精矿分别进行处理以实现铜铅分离.硫化铜铅混合精矿采用一粗三精两扫的浮选流程,以Z-200为捕收剂,Na2SO3+CMC+水玻璃作为组合抑制剂,得到的铜精矿品位24.61％,回收率68.65％,铜精矿含铅4.60％,金6.29 g/t,银376.29 g/t,所得铅精矿品位51.98％,回收率42.34％,其中铅精矿含铜5.04％,金3.1 g/t,银106.89 g/t的浮选指标.将氧化铜铅混合精矿采用氨浸法浸出铜,在浸出剂浓度2.5 mol/L,液固比2:1的条件下,浸出3h后,铜的浸出率达53.5％.     

广东某铜、铅、锌多金属矿选矿试验研究

针对广东某铜、铅、锌多金属矿,采用铜铅混浮、混合粗精矿铜铅分离、尾矿选锌的工艺流程,可获得βCu20.86%、εCu88.11%、βPb63.05%、εPb86.29%、βZn50.29%、εZn85.38%的选矿技术指标,为该矿的开发利用提供了合理的工艺参数和工艺流程。     

某矿含银铅精矿氰化提银工艺的技术改造

某矿含银铅精矿氰化提银的生产中存在浸出槽冒槽和充风管堵塞的现象,致使生产不能正常进行。为此,对原有工艺和设备进行了技术改造,特别是通过对浸出浓度的有效控制及氰化钠加入点和方式的改变,使生产能正常平稳进行。近1个月的生产指标统计表明,改造后浸原银平均品位为11100 g/t,浸渣银平均品位648 g/t,银的浸出率达到了94.16%。     

复杂含铜金精矿铜回收工艺研究*

针对某含铜金精矿,研究了焙烧-酸浸-萃取回收铜工艺。结果表明,在焙烧温度650℃,焙砂在初酸浓度为35 g/L、液固比1.5∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,铜浸出率高达96.30%,酸浸渣铜品位可降至0.2%以下;萃取剂浓度为20%,相比O/A=2∶1,混合时间为4 min,pH值1.5,铜萃取率可达96%以上,实现了铜的高效回收。     

内蒙古某铜铅锌多金属矿铜铅分离浮选

内蒙古某铜铅锌多金属矿矿石性质研究表明,铜嵌布粒度较细,与铅共生关系密切。通过选矿试验研究,最终确定采用铜铅混合浮选—粗精矿再磨—抑铅浮铜工艺,获得了铜精矿品位21.09%、回收率81.25%,铅精矿品位55.98%、回收率85.81%的指标。     

新疆某多金属矿铜铅混合精矿铜铅分离试验研究

为解决新疆某多金属矿铜铅分离困难、互含严重的问题,开展了铜铅分离工艺条件试验.试验采用混合精矿压滤协同活性炭脱药,将重铬酸钾、水玻璃、CMC进行组合作为抑制剂,Z-200作为捕收剂,经一粗两精一扫,可获得:Cu品位为20.34％、回收率为92.38％、含Pb量为6.46％的铜精矿;Pb品位为51.09％、回收率为95....     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为：原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。     

低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究

对四川汉源地区某高硫型低品位铜铅多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究。采用混合浮选得到铜铅混合精矿, 铜铅混合精矿经铜铅分离, 分别得到铜品位18.72%、含铅0.66%、含硫22.03%、铜回收率87.12%的铜精矿和铅品位59.66%、含铜0.58%、含硫14.89%、铅回收率85.72%的铅精矿; 铜铅混合浮选尾矿再浮选可进一步得到硫品位48.73%、含铜0.05%、含铅0.22%、硫回收率87.93%的硫精矿, 实现了该低品位多金属硫化矿中有价金属的综合回收。     

内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究

对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究。采用"铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿再选锌"的工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,优化药剂制度,获得了铜精矿铜品位20.14%、铜回收率40.27%,铅精矿铅品位62.46%、铅回收率93.56%,锌精矿锌品位48.84%、锌回收率89.27%的选别指标,银总回收率达到了88.01%。     

陕西某含铅钼矿石选矿试验研究

某含铅钼矿石工业类型为破碎石英岩(脉)钼矿石,矿石中辉钼矿粒度微细,方铅矿粒度相对较粗,辉钼矿与方铅矿及石英关系密切,与方铅矿呈互相包含关系。本文针对矿石性质,结合探索试验,最终采用钼铅优先浮选工艺处理该矿石,得到钼品位41.23%、回收率82.66%的钼精矿,铅品位56.81%、回收率56.87%的铅精矿。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

某低品位钼多金属矿浮选试验研究

某低硫钼多金属矿伴生铋、钨矿物品位较低,为综合回收这部分资源,在深入分析原矿性质的基础上通过试验确定了钼铋混浮-分离,混浮尾矿再选白钨的浮选流程。实验室小型闭路试验获得钼精矿钼品位52.42%,回收率95.11%;铋精矿铋品位15.16%,回收率53.06%;白钨精矿含WO330.5%,回收率36.60%的选别指标,研究结果为该矿山提高矿产资源综合利用率奠定了技术基础。     

某锌铁多金属硫化矿选矿试验研究

为提高某锌、铁多金属硫化矿的选别指标,对该矿进行了选矿试验研究,探索出了"部分浮硫—锌硫混浮—粗精矿再磨选锌—混浮尾矿选铁"的选矿工艺流程,使锌精矿品位和回收率分别提高了8%、19%左右,铁精矿中硫含量由0.6%以上降到了0.23%,铁回收率提高了15%左右。     

复杂铅锑银锌多金属硫化矿浮选分离工艺研究

针对广西复杂铅锑银锌多金属硫化矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了“铅锑银优先混浮-锌硫混浮及分离”和“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程的对比研究。结果表明,在弱抑制条件下,采用硫酸锌 亚硫酸钠作抑制剂,乙硫氮作捕收剂,“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程可实现铅锑银硫与锌的有效分离;铅锑银硫混合精矿经再磨处理,采用少量石灰作抑制剂,可实现铅锑银与硫的有效分离;闭路试验获得了含铅67.80%、含银2606.17 g/t、含锑5.01%的铅精矿,铅、银、锑回收率分别为91.08%、77.46%和62.42%;含锌51.40%、含银295.48 g/t的锌精矿,锌、银回收率分别为87.29%和6.55%;含硫49.95%的硫精矿,硫回收率41.29%。     

广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在,硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据,进行了选矿工艺试验。结果表明：矿石磨细至-74 μm占80%,以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫铅浮选,铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO₄为活化剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫锌浮选,获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%,锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。