硫酸铵用于高氧化率铜矿石的浮选

浪田坝选厂自投产以来,长期存在 74微米及-10微米粒级损失金属最多的问题,尤以-10微米粒级更为突出。今年我们在小型试验的基础上,用硫酸铵作为调整剂进行工业试验,通过22个班,处理矿石为7088吨的生产试验,铜的回收率提高5%,精矿品位提高2%,收到较为满意的效果。     

玉龙铜矿氧化矿石合理浸出工艺研究

对西藏玉龙铜矿氧化带矿石进行全粒级柱浸和洗矿-矿砂柱浸-矿泥搅拌浸出试验,结果表明：全粒级柱浸时矿石渗透性差,提高滴林强度易出现积液现象,难以顺利浸出;洗矿后矿砂的渗透性能好,可使柱浸铜浸出率达到78%以上,同时矿泥搅拌浸出的铜浸出率可达96%以上。根据试验结果,认为洗矿-矿砂堆浸-矿泥搅拌浸出是处理玉龙铜矿氧化带矿石的合理工艺。     

从魁北克卡提尔采矿公司螺旋选矿机的新给矿-212微米粒级中回收铁的初步试验

做了半工业试验,试图减少加拿大魁北克省卡提尔采矿公司(Q.C.M)选矿厂螺旋选矿机一106微米粒级中的铁损失。螺旋选矿机给矿按-212微米筛分,分出粗、细两粒级,这些粒级在适当的分选条件下都可处理。与现有选厂平均-212微米物料相比,半工业试验工作结果表明,提高精矿品位3.2％,回收率提高了6.50％。精矿品位提高是最大的结果,因为这样分开粗、细粒精矿,可分开销售。过去由于-212微米粒级铁的含量仅为63.5％,因而不能出售,如这些成绩推到整个选矿厂,精矿品位提高1.0％,回收率提高3.7％。     

赣州铀矿某矿石高柱浸出性能研究

本文总结了赣州铀矿某矿床矿石高柱浸出性能条件试验的结果。该试验结果为该矿床工业性的原地破碎浸出试验研究提供了参考和依据。试验结果表明，该矿石属较易浸出的矿石，不同高度、不同粒级的浸出液铀浓度、浸出率及酸耗规律明显。-50mm的矿石的液计浸出率(总浸出率)为88．9％，渣计浸出率为82．1％； 30～-50mm的矿石的渣计浸出率为67．2％； 15～-30mm的矿石的渣计浸出率为87．8％，-15mm的矿石的渣计浸出率为90．2％。     

赣州铀矿某矿石高柱浸出性能的研究

本文总结了赣州铀矿某矿床矿石高柱浸出性能条件试验的结果。该试验结果为该矿床工业性的原地破碎浸出试验研究提供了参考和依据。该矿石属较易浸出的矿石，不同高度、不同粒级的浸出液铀浓度、浸出率及酸耗规律明显。-50mm的矿石的液计浸出率为88．9％，渣计浸出率为82．1％； 30～-50mm的矿石的渣计浸出率为67．2％； 15～-30mm的矿石的渣计浸出率为87.8％；-15mm的矿石的渣计浸出率为90．2％。     

湖北黄石氧化锌矿石选矿工艺研究

针对黄石氧化锌矿石氧化程度很深(氧化率高达87.28%)、泥化严重(-10μm粒级含量达8%)以及含铁、锰氧化物较多的特性进行了详细的浮选试验研究,采用了新型捕收剂组合,获得了较好的选矿指标。      

江西某铀矿山矿石浸出性能试验研究

为获得某铀矿的现场堆浸工业试验所需的前期试验参数,对该矿矿石进行了摇瓶浸出条件试验和-4mm、-7mm、-10mm三种不同矿石粒级的小柱浸出条件试验,以及-70mm粒级高柱浸出试验研究,考察矿石浸出性能.试验结果表明:①摇瓶浸出试验中,随着溶浸液酸度的提高,酸耗增大;氧化剂对浸出效果与其种类有关,KClO3和H2O2的加入均能一定改善其浸出效果,提高金属浸出率;振荡浸出时间与浸出率的关系是,浸出时间越长,金属浸出率越高.②柱浸试验矿石粒度对金属浸出率影响很大,矿石粒度越小,金属浸出率越高,渣计浸出率为67.9%～87.1%,浸出性能较好,理想的矿石粒度为-4mm.③柱浸酸耗随矿石粒级的增大而减小,为6.6%～10.4%,耗酸中等,适合酸法浸出.④柱浸试验理想的布液方式为:浸出初期,采用连续滴淋的布液方式,溶浸液采用较高酸度;中、后期,采用间歇滴淋布液方式,溶浸液采用较低酸度.该试验结果能为该矿床堆浸工业性试验有关技术参数的确定提供依据.     

改善细粒浸染铜-锌矿石的富集工艺

在富集细粒浸染和含黄铁矿难选铜-锌矿石的过程中,通过改善磨矿与浮选回路,分别提高了铜、锌矿物的回收率2％与7％。采用具有控制分级的多段磨矿以及矿石<74微米粒级的分选方法,防止了矿石的过磨。由     

甲苄胂酸浮选锡矿泥试验

<正> 东波矿锡选矿厂原采用单一重选流程获锡精矿后,再用浮选脱硫、弱磁选脱铁,得到最终商品锡精矿,其锡回收率仅20—25%,有时甚至低达15%。为此,对原料中-37微米粒级锡矿泥,采用甲苄胂酸进行浮选富集,取得了较好的结果,初步估计,可提高总回收率10%以上。(一)原料性质原料来自本工区铅锌选矿厂的尾矿。原矿主要金属矿物为锡石、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、脆硫锑铅矿、磁铁矿;脉石为方解石、白云石、萤石、绿泥石、绢云母、石榴子石等。尾矿含锡0.22%左右,矿石粒度0.2毫米,其中-0.037毫米粒级占40—50%,锡占有率40%左右。锡石单体解离度90—95%。(二)试验从生产现场取-37微米粒级代表性试样,脱去—10微米粒级细泥后作浮选试料。闭     

用联合法选别结合铜矿石

苏联国立有色金属科学研究所在研究从氧化-硫化结合铜矿石中回收铜的方法指出,在粒度大于50微米的粒级中硫化铜含量高。由于氧化铜矿物容易过磨,因此氧化铜便富集于尾矿泥部分中。如果在浮选粒级(10—50微米)中氧化矿含量很高,那就可以定论,铜矿物(铝代硅酸盐、铝代磷酸盐等)是不可浮的。对于处理这种矿石,预先浮选易浮矿物的联合流程是最有效的(图)。这个流程同单一的联合流程比较,酸和铁的用量可以降低,可是导致精矿中铜的品位下降,仅达15.7%。在许多情况下,对含有氯铜矿的矿石在联合法处理前采用预先浮选的流程,具有避免氯离子     

印度安得拉邦低品位高磷锰矿石联合选矿工艺

采自安得拉邦低品位、易碎锰矿石－2．8＋0．7mm粒级经跳汰选矿，所得精矿锰品位可提高7％－8％，平均产率为57％。跳汰精矿和未经跳汰的－0．7mm粒级合并，并磨至－150μm，然后进行湿式强磁选。磁性产品Mn的含量增加6％，总产率仅50％。－150μm粒级水力旋流器分级结果表明，分级方法对提高锰品位是行不通的，因为矿石中的细粒级是由铁锰氧化矿物和铝硅酸盐脉石矿物组成。但是，－150μm粒级湿式强磁选的非磁性产品进行水力旋流器分级，其沉砂再进行第二次湿式强磁选，则磁性产品锰含量至少可增加7％－8％，总产率约为50％－52％。这两种方法的结合并没有降低产品中磷的含量。从矿石中主要相和磷的分布率的线性关系可以看出矿石磷和其它主要相的复杂性共生关系。     

光电智能抛废技术在低品位铅锌矿的试验研究

为降低矿山尾砂产率,提高选矿整体经济效益,盘龙铅锌矿引进光电智能抛废分选机,对低品位铅锌矿石进行了预选抛废小型、扩大和工业试验研究.小型试验对+30～-75 mm粒级进行了抛废率试验,确定合理的抛废率为45%,此时铅、锌回收率分别为98.10%和94.77%;对不同粒级进行扩大试验,确定理想的分选粒级为10～75 mm,作业抛废率为45.95%时铅、锌回收率分别为97.68%和94.80%;对+15～-60 mm粒级进行了工业试验,取得20个班综合指标分别为作业抛废率41.20%、尾矿含铅锌为0.04%和0.21%、铅锌损失率为1.82%和2.56%,精矿含铅锌1.37%和5.82%,铅锌回收率分别为98.08%和97.44%.试验表明,光电智能抛废技术对盘龙铅锌矿低品位铅锌矿石分选抛废效果较好,可降低入磨矿石量,提高入选矿石品位,降低磨浮能耗,同时减少尾矿产率,缓解尾矿库库容压力,具有较好的技术、经济和环保效果,为实现"无尾矿山"创造了有利条件.     

低品位硬岩铀矿石高柱浸出试验

对某硬岩铀矿石进行了10m高柱浸出条件试验,以便为原地破碎浸出采铀的工业性试验方案和施工设计提供参考和依据。试验结果表明,该矿石属较易浸出的矿石,不同高度、不同粒级的浸出液铀金属质量浓度、浸出率及酸耗规律明显:①高柱下部位置的铀金属质量浓度较高,特别是浸出初期浓度梯度变化显著,随着时间的延长,同一高度浸出液铀浓度变化趋缓。②不同高度的浸出液余酸变化规律说明前期耗酸多,中、后期酸耗较少。③越靠近矿堆上部的矿石浸出率越高,但顶部并非最高。④不同粒级的矿石浸出率不同,细粒级矿石浸出率高,-50mm的矿石的渣计浸出率(总浸出率)为82 1%,其中-15mm的矿石的渣计浸出率为90 2%。作者还建议采用间歇喷淋或滴淋布液方法,以提高矿堆浸出效果。     

石榴石选矿细磨和超细分级工艺研究

中国陕西石榴石矿石经过干式强磁选、重选(摇床)、弱磁场和中磁场磁选,可获得石榴石含量为93.70％的精矿。精矿经过振动筛分级能够生产从250微米到38.5微米不同粒级的商品磨料。精矿经过细磨、化学选矿、超细分级,可以生产从38.5微米到5微米及更细窄粒级商品磨料。     

从矿石中浮选铅矿物时浮选剂的作用

硫化矿物中方铅矿和黄铁矿最常见,闪锌矿、辉铜矿和铜兰较少。氧化矿中分布最广的为白铅矿和铅矾,亦常遇到锌、铁、锰的氧化矿物,铅铁矾不多。矿物在矿石中呈细粒嵌布,40～60％的方铅矿、铅矾和白铅矿粒度小于20微米,该粒级的闪锌矿和黄铁矿含量达80％。     

国外专利

以合成脂肪酸单乙醇酰胺作捕收剂浮选微粒锰矿精细分散的锰矿浮选,首先由含碱捕收剂调整矿石。浮选工艺改善如下:调整之后,以10-16碳合成脂肪酸的单乙醇酰胺(以下简以Ⅰ)处理矿浆。浮选选出的矿石为含有8-10％10-20微米粒级的0.04毫米矿粒。最适宜的药剂制度(公斤/吨)是:Na_2CO_3 3-4,塔尔油皂6.0,煤油1.2-1.5,Na_2SiO_30.5,(Ⅰ)0.8-1.0。用这种药剂浮选得到的Mn_2O_3精矿,     

攀西地区某低品位钒钛磁铁矿选铁试验

对攀西地区某低品位钒钛磁铁矿进行了矿石性质研究,并根据矿石性质进行了湿式粗粒中磁预选抛尾、连续磨选、阶段磨选选铁试验研究.采用湿式中磁预选抛废-阶段磨矿-弱磁选工艺流程,最终可以获得产率20.48％、铁品位57.41％、TiO2品位9.69％、铁金属回收率52.88％的铁精矿.根据试验结果,推荐的选铁试验流程为原矿(6 ～0 mm)-湿式中磁抛废-阶段磨矿(一段- 0.076 mm粒级占55％、二段-0.076 mm粒级占70％)-弱磁选工艺流程.     

细粒嵌布的铜-锌和多金属矿石选别

选别细粒嵌布的铜-锌矿石和多金属矿石对于选矿工作者来说有一定兴趣。可以举许多选矿厂作为例子: 一、挪威洛肯(Lockken)矿的铜-锌-黄铁矿石含70～75％黄铁矿、6％黄铜矿、3％闪锌矿和12％石英。按复杂的工艺流程处理矿石。矿石在颚式破碎机破碎到-130毫米后,送到双层谐振筛分机上湿式筛分分出-10毫米粒级,送到螺旋分级机。 130毫米粒级通过第二段圆锥破碎机破碎到-30毫米,和-130 10毫米及分级机返砂一起给到筛上,分     

极低品位泥质难选氧化锌矿浮选试验研究

新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。     

玻利维亚Chacarilla铜矿浮选试验研究

玻利维亚Chacarilla铜矿含Cu 2.74%,为一典型的含泥量大的高品位复杂氧化铜矿,含铜矿物主要有赤铜矿、水铜矾,次为孔雀石、硅孔雀石、蓝辉铜矿等;脉石矿物主要为石英、长石、方解石、白云母等。为开发利用该矿石,对原矿进行了0.18mm分级预先抛废,在Cu损失率10%的情况下,可预先抛除产率为47.03%的废石(-0.18mm粒级),使进入浮选作业的给矿Cu品位大幅提高至4.65%,可有效提高处理能力,明显改善浮选环境。浮选给矿(+0.18mm粒级)中,Cu氧化率高达83.18%,其中"不可浮"的结合铜占10.93%。针对矿样性质特点,进行了详细的浮选试验研究,结果表明,在最佳工艺条件下,采用"分步优先易难分选"的工艺流程,最终获得了精矿Cu品位为25.76%、Cu回收率为89.36%的良好技术指标。