某难选铜镍矿石选矿新工艺

某难选铜镍矿石含铜0.27%、含镍0.72%,为实现矿石中铜镍矿物的综合回收与高效分离,本文采用“铜-镍优先浮选”工艺流程,以自主研发的高效铜矿物捕收剂LP-01作选铜捕收剂,石灰作抑制剂,在矿浆pH为8.5的低碱介质中优先浮选铜矿物;浮选尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物,获得了含铜25.35%、含镍0.79%,铜回收率80.73%的铜精矿,含镍8.15%、含铜0.23%,镍回收率75.41%的镍精矿。试验指标良好,铜、镍矿物都得到了较好的浮选回收与分离。     

新疆某浸染状氧化铜镍矿选冶联合试验研究

新疆某浸染状氧化铜镍矿含铜0.89%、镍0.55%，为了开发利用该矿产资源，对其矿石性质进行了详细的研究，结果表明，该矿石工业类型属于超基性岩风化壳型铜镍矿，铜主要以孔雀石、硅孔雀石形式存在，镍主要赋存于绿泥石中。铜、镍氧化率分别为74.16%、96.57%，矿石风化严重，含泥量较大，属于难选氧化铜镍矿。在矿石性质研究的基础上，对矿石进行了浮选、搅拌浸出、池浸等方案对比试验研究，采用池浸回收铜、镍效果较好。当磨矿细度为-0.074 mm占45%、矿浆质量浓度为20%、硫酸用量为50 g/L、浸出时间为24 d时，铜浸出率可达81.27%、镍浸出率为60.32%；对铜镍浸出液采用铁置换沉铜—中和除铁—硫化法沉镍，可以获得海绵铜品位92.05%、铜置换率为97.35%，硫化镍中镍品位为24.32%、镍沉淀率为86.78%。最终铜的回收率为79.12%，镍的回收率为52.35%，实现了铜、镍的有效回收。本研究可为该矿山的开发利用提供技术依据，也可为同类型氧化铜镍矿石开发利用提供参考。     

金平白马寨镍矿中贫矿强化浮选研究与实践

针对金平白马寨镍矿中贫镍矿石因含滑石高而难选的问题,在工艺矿物学研究基础上,提出了贫镍矿脱泥-浮选新工艺,并在此基础上开发了全泥强化浮选工艺,大幅度提高了金平白马寨难选贫镍矿的选矿技术指标。镍精矿品位在3%左右,镍选矿回收率提高到75%~80%,铜总回收率达到90%以上。     

镍矿石的磁浮选

萨德伯里镍矿石含有大量脉石矿物磁黄铁矿 (Fe8S9) ,磁黄铁矿使得该类矿石难磨。本文提出用“磁浮选法”来有效地处理含磁黄铁矿的矿石。该法通过外加磁场将泡沫产品中的磁性磁黄矿留在浮选槽中 ,而降低浮选精矿中的磁黄铁矿的含量。为了获得好的磁浮选指标 ,需要对几个变量进行优化。在本研究中 ,用Box Wilson试验设计方法研究了 3个变量 (起泡剂用量、捕收剂用量和空气流量 ) ,此外还对其它一些变量 (磁铁转速、磨矿细度、矿浆浓度和浮选时间 )单独进行了研究。在最佳条件下用含 1 92 %镍的鹰桥镍矿石进行磁浮选试验 ,一段选别获得的精矿镍品位为 13 5 6 % ,回收率为 74 32 %。通过精选和扫选可以进一步提高精矿品位和回收率。将该法与常规方法进行了比较 ,结果表明 ,磁浮选指标较好     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

柱机联合浮选流程在难选硫化镍矿分选中的应用

传统的单一浮选机分选工艺适合处理粒度较粗的矿石,处理贫细难选矿石时存在细粒级回收率低,流程复杂的问题。旋流静态微泡浮选柱作为一种新型的高效分选设备在微细难选矿石处理领域得到了广泛应用。试验利用浮选柱和浮选机各自的分选优势通过柱机联合流程工艺处理低品位难选硫化镍矿,得到了尾矿Ni品位0.18%、回收率81.62%的指标,试验结果表明柱机联合流程有效提高了分选指标,为分选该类矿石提供了一种新的途径。     

超声波对金川硫化镍矿浮选的作用研究

以金川镍矿二矿区富矿矿石为研究对象,通过粒度检测和浮选试验,研究超声波在硫化镍矿浮选中的作用。结果表明,超声波能脱附硫化矿物表面附着的细粒脉石矿物,对磨矿后的矿浆,经超声波处理后,可以得到更高的镍品位和回收率;现场验证试验表明,对细度为-74μm占65%的现场一段磨矿产品,在保证Mg O低于6.50%的前提下,超声处理可使一段开路精矿镍回收率提高20.57%。     

安徽某含泥难选铜钼矿选矿试验

安徽某铜钼矿矿石中易泥化的蛇纹石含量高且含有小鳞片状的滑石,属难选矿。针对该矿矿石性质,试验确定了铜钼等可浮-铜钼分离-铜硫混合浮选-铜硫分离的浮选方案,通过降低浮选矿浆浓度、使用低粘度的起泡剂MIBC和加大水玻璃用量等技术手段有效改善了钼浮选效果。闭路试验获得了良好的分选指标:铜精矿品位为18.31%,回收率为80.39%,钼精矿品位为47.79%,回收率为87.26%,硫精矿品位为39.25%,回收率为68.92%。     

超声波作用下金川硫化镍矿浮选动力学研究

以金川镍矿二矿区富矿矿石为研究对象,通过浮选试验、浮选动力学方程模拟和粒度检测,研究超声波作用对硫化镍矿物浮选行为的影响。结果表明,对磨矿后的矿浆,经超声处理后再进行浮选可以得到更高的镍品位和回收率;金川镍矿的浮选速率符合二级矩形分布动力学模型,超声波作用使得浮选速率常数显著提高,粗粒硫化矿物的浮选行为改善。     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。     

青海某金矿浮选尾矿环保提金试验研究及实践

青海某金矿矿石性质属典型的难处理金矿,在生产初期处理混合矿石,浮选回收率较低。基于浮选尾矿矿石性质开展CIL环保提金剂浸出试验研究,环保提金剂浸出生产实践表明,浮选尾矿金的浸出率为53.95%,选矿总回收率达到92.7%,浸出生产成本降低6元/t,年经济效益增加378万元,实现了浮选尾矿环保浸出清洁化生产。      

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

Complex treatment of mining and metallurgical wastes for recovery of base metals

A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes.     

某难浸金矿堆浸尾矿的利用

介绍了西北某难浸金矿堆浸尾矿利用的试验结果,先采用浮选工艺,获得产率４．０９％ 、金品位６４．７２ｇ／ｔ、回收率７０．７７％ 的浮选精矿;浮选精矿经焙烧后氰化浸出,金浸出率达９５．７３％ ;浮选尾矿直接氰化浸出,金的浸出率可再增加１４．１０％ ,从而获得金总收率８１．８５％ 的优异指标。初步技术经济分析结果表明,采用本文介绍的方法利用该类尾矿资源,经济效益较好。     

提高团结沟金矿选矿回收率的试验研究

通过对团结沟金矿原矿矿石性质、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析，对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产，溜槽重选精矿采用焙烧－CIL炭浸法或微生物氧化法提金，溜槽重选尾矿再浮选；浮选精矿焙烧，焙砂CIL炭浸法提金进行了介绍。建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金，提高团结沟金矿总的选矿回收率。     

大洋多金属硫化物浮选尾矿综合回收研究

本文主要针对中国大洋多金属硫化物勘探合同区某一区域的多金属硫化物浮选尾矿开展综合回收工艺研究,查明影响主要金属回收因素,确定主要参数,为综合回收浮选尾矿中的有价金属提供技术基础。初始酸浓度达到1~1.5mol/L,液固比为3~4:1,浸出温度为80~90℃时,浮选尾矿中的铜浸出率可达到97%以上,铁的浸出率70%左右,而镁的浸出率在10%以下。     

从铅锌选矿厂沉积物中回收金

铅锌选矿厂含金沉积物酸浸条件的改变，对金的富集和回收有较大的影响。通过对沉积物的粒度、酸浸温度、盐酸浓度、搅拌速度等因素的研究，找到了酸浸的优化条件。在选定的工艺条件下，使富集在碳酸钙沉积物中的金以及部分伴生在黄铁矿和方铅矿中的金暴露，有利于金的回收。对浸渣进行重选、对重选中矿和尾矿进行细磨后浮选、对浮选尾矿进行氰化提金，金的总回收率可达到94．2％。     

硫化铜镍矿浮选尾矿处理工艺探索

利用重选一浮选一磁选联合工艺对硫化铜镍浮选尾矿进行进一步处理,综合回收尾矿中的镍、铁等有价金属.该项研究开拓了硫化铜镍矿山浮选尾矿综合利用的新思路,为金属矿山在资源综合回收与利用方面提供了一种有益的尝试.     

某选镍尾矿再回收镍的研究

对某选镍尾矿进行了再回收镍的选矿试验研究。针对该尾矿的矿石性质,确定了优化的浮选工艺条件和工艺流程,实现了对选镍尾矿中镍的再回收。闭路试验从镍品位0.24%的尾矿中得到了镍品位2.18%、回收率36.15%的镍精矿,取得了不错的镍回收效果。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。