选冶联合工艺回收云南某铅锌尾渣中Pb和Zn

云南个旧某铅锌尾渣含铅9.87%、含锌6.25%,铅、锌多与脉石相互包裹,导致铅、锌分离较为困难。为回收该尾渣中铅、锌,进行了硫酸浸锌-浸渣重选选铅试验。结果表明：在浸出温度为70 ℃、硫酸用量为15%、氢氟酸用量为3%、给料粒度为-0.5 mm、液固比为1.5、浸出时间为120 min条件下,可以获得锌浸出率为97.02%、浸渣铅品位为15.37%的指标,浸渣磨细至-0.045 mm占90%,经摇床1粗1精重选,获得的铅精矿铅品位为45.68%、含锌0.24%、铅作业回收率为89.98%,铅锌分离指标较好。铅锌尾渣浸出反应后所得浸渣结晶状态比较致密,有新物相生成;浸出过程铅转变为难溶硫酸铅,锌转变为易溶硫酸锌,从而可通过固液分离实现分离铅、锌。     

重选—浮选工艺回收云南某硫化铅尾矿中的微细粒锡石

采用重选—浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。该矿泥化严重,首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响,并能增加浮选给矿锡品位,离心选矿可以使锡品位富集5倍以上,作业回收率达到87.4%。离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿采用碳酸钠为pH值调整剂和分散剂,BY-9和P86为组合捕收剂,CMC为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65%的指标。研究结果表明利用离心选矿机进行脱泥富集,采用重选—浮选联合工艺对微细粒锡石具有较好的选别效果。     

DTAC对不同粒级高岭石浮选行为的影响

通过浮选试验、Zeta电位测试、Materials Studio模拟研究了十二烷基三甲基氯化铵(DTAC)对不同粒级高岭石浮选行为影响及吸附机理.结果表明:高岭石浮选回收率随矿浆pH值升高反而下降,0.1~0.075mm粒级的高岭石在酸性pH值内回收率大于90%,而-0.045mm粒级高岭石的回收率小于10%.pH>4时,(001)面荷负电;pH<6时,(001)面荷正电。通过分子动力学模拟计算发现,(001)面比(001)面更易吸附DTAC分子,而端面(010)和(110)对DTAC分子的吸附能力比(001)小.     

高磷铁矿石氯化离析-弱磁选新工艺研究

云南某铁矿石铁矿物主要为赤褐铁矿和菱铁矿,同时含磷较高,为1.13%。采用氯化离析-弱磁选新工艺对该矿石进行提铁降磷研究,通过大量试验,得出的适宜工艺条件为还原剂焦炭用量10%,氯化剂L4用量15%,离析温度1 000 ℃,离析时间45 min,磨矿细度-0.074 mm占85.38%,弱磁选磁感应强度0.16 T。在此条件下,可使铁精矿铁品位和铁回收率分别达到75.33%~76.44%和83.63%~85.66%,磷含量降到0.215%~0.218%。     

某低品位长石矿无氟无酸选矿工艺试验研究

对四川某地低品位长石矿进行了无氟无酸选矿提纯试验研究, 确定了“棒磨-磁选-浮选”工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm粒级占48.79%时, 通过弱磁选-SLon立环高梯度强磁选, 获得了Fe₂O₃含量为0.11%、长石回收率为83.83%的磁选尾矿, 再在十二胺为捕收剂、油酸钠为长石活化剂、六偏磷酸钠为石英抑制剂、不加pH值调整剂的条件下进行一粗一精二扫浮选, 最终获得Fe₂O₃含量0.19%、SiO₂含量80.12%、K₂O+Na₂O含量高于13%的长石精矿, 其综合回收率为55.03%。     

响应曲面法优化含镍铜尾矿还原焙烧——磁选工艺提镍

针对某含镍铜尾矿镍品位低、矿物组成复杂等问题,以焦炭为还原剂,NaCl、Na₂CO₃和NaClO为添加剂,采用还原焙烧方法对含镍铜尾矿进行预处理,焙烧熟料采用磁选回收镍。采用Box-Behnken响应曲面法进行试验设计并优化含镍铜尾矿还原焙烧过程中各添加剂用量,分析各因素水平间的交互作用对磁选指标的影响,并建立自变量与响应值间的数学预测模型,确定还原焙烧—磁选工艺处理含镍铜尾矿的最优工艺条件为:NaCl用量23.723%、Na₂CO₃用量14.552%、NaClO用量10%,在此条件下得到预测磁选镍精矿的镍品位为3.528%。试验结果对优化含镍铜尾矿还原焙烧工艺具有可行性。     

某细粒难选赤褐铁矿提铁降磷新工艺研究

针对云南某细粒难选赤褐铁矿石含磷超标,须提铁降磷方能利用,但采用常规的强磁选、重选、浮选方法均无效果的情况,采用焙烧一浸出新工艺及自行研发的浸出剂,在焙烧温度为1000℃、焙烧时间为15min、浸出剂浓度为10％、浸出液固比为3：1、浸出时间为5min条件下,获得了精矿铁品位为66．43％、磷品位为0．131％、铁回收率为98．89％的理想指标,目前正开展工业试验。试验结果为难选铁矿资源的开发利用提供了新的思路。     

油酸钠浮选高岭石的溶液化学机理研究

通过单矿物浮选实验、浮选溶液化学计算、Zeta电位测试和红外光谱分析研究了油酸钠对高岭石浮选行为的影响以及溶液化学作用机理,旨在为阴离子捕收剂高效浮选高岭石以及铝土矿正浮选提供理论指导.通过高岭石溶解组分的浓度对数图(lg c-pH)理论推算出高岭石零电点PZC=4.52,较Zeta电位所测值(PZC=3.9)偏高,与文献利用AFM所测的高岭石PZC=4～5一致.通过油酸钠溶液各组分的浓度对数图(lg c-pH)可知,形成最大浓度离子-分子缔合物的pH值为8.44,其与最佳浮选pH一致,此时高岭石表面Zeta电位负移也最显著,说明离子-分子缔合物的浮选活性最大.加入阴离子捕收剂油酸钠后高岭石表面Zeta电位整体向负移,说明油酸钠通过非静电力吸附在高岭石表面.结合红外光谱测试结果推断油酸钠与高岭石可能发生化学吸附.     

某鲕状高磷赤、褐铁矿回转窑磁化焙烧试验研究

针对四川某鲕状高磷赤、褐铁矿进行了800 mm×9 000 mm回转窑磁化焙烧半工业试验研究,在焙烧过程中添加自行研发成功的LCP降磷药剂获得了理想的降磷效果。通过试验,得到了工艺综合条件为焙烧温度1 000℃,焙烧时间45 min,焦炭用量8%,焦炭粒度-1 mm,球团直径-30+10 mm,LCP用量10%,一段磨矿细度-0.100 mm占95%,弱磁选磁感应强度B1=0.30 T,二段磨矿细度-0.045 mm占80%以上,弱磁选磁感应强度B2=0.12 T。在此综合条件下可得到铁品位65.93%,含磷0.225%,铁回收率78.91%的选矿指标,该工艺的成功为难选高磷铁矿石的开发利用提供了一条新思路。     

含铁铜尾矿选冶联合分选提铁研究

对某含铁铜尾矿进行了选冶联合回收铁的试验研究。结果表明,采用强磁选预富集-焙烧-弱磁选工艺从该含铁铜尾矿中回收有价金属铁,在强磁选磨矿细度-0.06 mm粒级含量90%、磁场强度0.8 T,焙烧温度800 ℃、焙烧时间20 min,弱磁选磨矿细度-0.06 mm粒级占90%、磁场强度0.12 T的综合工艺条件下,获得了铁品位58.38%、铁回收率81.11%的铁精矿产品,提铁效果明显。