云浮低品位硫铁矿矿石的重选试验研究

对云浮低品位硫铁矿矿石进行重选试验研究,当原矿约含硫28%、粒度小于4 mm时,采用分级后粗粒跳汰-细粒螺旋选别的重选流程,可以得到最终硫精矿品位37.11%,硫回收率84.06%的选别指标,为低品位硫铁矿矿山的开发指出了一条新路子.     

选锌尾矿中低品位硫的回收工艺研究

锌尾矿中的伴生硫铁矿在主金属回收过程中一般受到强烈抑制,加上尾矿性质复杂,回收难度大。针对某含黄铁矿及磁黄铁矿的选锌尾矿,进行了先磁后浮和先浮后磁的磁浮联合工艺回收硫的试验研究。试验结果表明,先磁后浮方案,经粗-精-扫选工艺流程试验获得了含硫35.33%,回收率为83.73%的硫精矿;先浮后磁方案,经粗-精-扫选工艺流程获得了含硫37.68%,回收率为83.48%的硫精矿,脱硫后的尾矿含硫品位低至0.18%,为尾矿综合利用创造了条件。     

陕南某煤系硫铁矿提质降杂选矿实践

陕西南部汉中地区的低品位煤系硫铁矿一直未被重视，是难利用、附加值低的矿物资源。为了提高资源利用率，探索生产工艺，对汉中地区的低品位煤系硫铁矿进行了全浮选工艺流程试验、摇床重选试验、强磁—浮选试验。试验结果表明：通过闭路试验获得了硫精矿含全铁品位4680%、含硫 4000%、硫回收率7690%的较好指标，对该地区的低品位、磁性、含煤硫铁矿的选矿及对川南煤系硫铁矿的选矿生产具有参考作用。     

某难选铜铅锌多金属硫铁矿选矿试验

以某铜铅锌复杂难选多金属硫铁矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。试验结果表明：采用铜、铅、锌、硫依次优先浮选,锌精选时采用浮-磁联合工艺流程,在原矿含铜为0.18%、含铅为0.27%、含锌为1.45%、含硫为14.09%的情况下,闭路试验可获得含铜10.68%、铜回收率为41.65%的铜精矿,含铅42.88%、铅回收率为80.04%的铅精矿,含锌42.04%、锌回收率为84.11%的锌精矿,含硫40.21%、硫回收率为62.64%的硫精矿,实现了该多金属硫铁矿的综合利用。      

云浮低品位硫铁矿矿石的重选试验研究

对云浮低品位硫铁矿矿石进行重选试验研究．当原矿约含硫28％、粒度小于4mm时．采用分级后粗粒跳汰-细粒螺旋选别的重选流程,可以得到最终硫精矿品位37．11％,硫回收率84．06％的选别指标．为低品位硫铁矿矿山的开发指出了一条新路子．     

湖北某高硫铁矿选别试验研究

系统研究了某高硫铁矿降低铁精矿中硫含量的选别工艺。根据降硫工艺的先后顺序, 采用先磁选再降硫和先降硫再磁选两种工艺流程。先磁选后降硫工艺, 采用再磨磁选和浮选两种方法降硫, 再磨磁选降硫工艺得到铁精矿品位67.08%(含硫0.14%), 回收率91.91%; 浮选降硫工艺得到铁精矿品位64.90%(含硫0.13%), 回收率91.90%。先降硫后磁选工艺得到铁精矿品位63.19%(含硫0.13%), 回收率88.43%。推荐先磁选后降硫工艺。     

云浮硫铁矿低品位矿石合理选矿工艺流程的研究

针对云浮硫铁矿采区低品位矿石, 寻找经济合理、低耗高效与环保的选矿工艺回收硫, 使获得的硫精矿产品符合销售要求, 且尾矿含硫达到硫铁矿尾矿的国家排放标准。采用分级-粗粒跳汰-细粒螺旋工艺, 所获得的硫精矿含硫35.50%, 硫的回收率为86.70%, 尾矿含硫6.70%。     

某低品位难选硫铁矿强化活化回收硫试验

为有效回收福建某铅锌尾矿中的硫铁矿,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用简便易于工业化的全硫浮选工艺流程。针对被石灰抑制的该低品位难选硫铁矿,采取了高效、清洁的分散组合活化的方法对其进行强化活化,使硫品位由8.41%提高到了33.15%、硫回收率达到81.11%,使硫铁矿得到了较好的回收,环境效益和经济效益显著。     

滇西某尾矿回收硫铁矿物的试验研究

试验针对以磁黄铁矿为主的硫铁尾矿进行了选矿研究,根据试验结果推荐合理的工艺流程为浮-磁-再磨-浮选联合流程。通过该流程可以获得两个不同级别的硫精矿(含硫38.21%与29.35%),硫总回收率为93.74%;铁精矿含铁63.88%,含硫1.66%,铁回收率为23.29%。硫含量超标的铁精矿可以降价出售,作为低硫铁矿的配矿使用,也可以作为加重剂单独使用。     

某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究

安徽某复杂铜硫铁矿原矿含Cu 0.39%、S 36.19%, 在低碱度条件下, 采用BK-301与LP-01(比例2∶4)组合捕收剂, 经过优先浮铜、原浆无活化选硫的铜硫分离浮选工艺流程, 可获得铜精矿含Cu 18.46%、回收率72.16%, 硫精矿含S 48.14%、回收率93.72%的良好指标。     

从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究

内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石, 经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明, 采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品, 为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。     

某铜矿石中铜硫的选别回收

某铜矿矿石中的金属矿物主要有黄铁矿、黄铜矿以及少量的闪锌矿和磁铁矿,脉石矿物主要为堇青石、黑云母和电气石。矿石中主要回收元素为铜、硫,采用铜硫混选、铜硫分离流程,适宜的磨矿细度及药剂制度,在铜、硫原矿品位为1.27%、3.74%条件下,获得了铜精矿品位25.15%、铜回收率88.38%,硫精矿品位35%以上、硫总回收率77.01%的较好指标。     

云南某低品位难选磁铁矿选矿试验研究

云南某铁矿石铁矿物主要以磁铁矿形式存在,但嵌布粒度较细,而且铁品位较低,为20.18%,有害元素硫超标,属较难选矿石。通过对该矿石原矿性质的研究,采用阶段磨矿—阶段选别—反浮选工艺处理该矿石,得到品位为64.15%、回收率为70.67%、含硫0.26%的铁精矿,解决了该铁矿资源品位低、嵌布粒度细、含硫高的问题。     

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。     

梅山矿业硫精矿再选提纯试验

梅山矿业公司选铁过程产生的副产品硫精矿硫品位为30.53%,主要金属矿物有黄铁矿（磁黄铁矿）、磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿,脉石矿物有白云石、方解石等碳酸盐矿物及绿泥石、石英等硅酸盐矿物。为提高硫精矿质量,增加硫精矿附加值,对现场产生的的硫精矿进行了再选提纯研究。结果表明：采用1粗1精2扫、精选尾矿与扫选精矿混合后1次精选闭路流程,可以获得产率为76.71%、硫品位为39.62%、杂质MgO含量为0.41%、硫回收率为97.11%的高纯硫精矿。     

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿,硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低,并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下,采用一粗三精一扫,中矿按顺序返回的闭路流程,其中扫选不添加石灰,其他药剂减半,三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值,最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标,实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响,试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮,显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验,锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂,其分子头基有硫亲固原子,通过水解产生R-CSS^-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu²⁺和F...     

从铁山河铁矿磁选尾矿中回收硫、钴的工艺研究及生产实践

采用重磁重工艺流程从济源铁山河铁矿的磁选尾矿中回收硫钴、小型试验结果为：在给矿含硫3．6％、含钴0．065％的情况下，硫钴精矿的硫销品位分别达到36％－38％和0．48％．硫钴的回收率分别达到78．44％和61．15％。生产实践三个月的指标为，原矿台钴0．065％左右，硫钻精矿含钴大于0．5％，含硫大于35％，钴回收率45％左右。该工艺具有投资少，生产成本低，操作方便，指标较好等优点，预计每年可为企业增加利税100万元以上。     

电位调控浮选在金东高硫铅锌矿的应用

本文介绍了金东高硫铅锌矿电位调控浮选,通过调整剂石灰及组合抑制剂硫酸锌 亚硫酸钠添加至球磨,营造了高碱性及低氧化电位矿浆环境。乙硫氮为捕收剂,铅精矿铅品位及回收率分别提高了26%、25%。并通过分析矿物表面氧化反应及矿浆电位揭示了高硫铅锌矿浮选过程中方铅矿与闪锌矿及黄铁矿的分离机制。     

铜陵有色某选厂硫粗精矿连选试验

铜陵有色某选矿厂硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主，现场硫粗精矿经再选后，硫精矿全硫加全铁含量难以达到90%的目标要求，硫精矿经烧酸后所得红粉铁品位低，附加值不高，严重影响企业经济效益。为了实现硫精矿的提质降杂，根据黄铁矿可浮性较好，磁黄铁矿可浮性较差且具有弱磁性等性质特点，在试验室采用分步浮选工艺，即优先回收可浮性较好的黄铁矿，浮尾强磁—浮选回收磁黄铁矿的流程，实现了对黄铁矿和磁黄铁矿的高效回收。为进一步验证分步浮选工艺流程的合理性，在现场分出一部分硫粗精矿矿浆进行了连选试验，连选试验获得的总硫精矿含硫46.31%，全硫加全铁含量为91.60%，硫作业回收率为80.28%；连选试验现场硫精矿含硫39.67%，全硫加全铁含量为80.52%，硫作业回收率为73.94%。连选试验所得硫精矿全硫加全铁含量较现场高11.08个百分点，硫回收率较现场高6.34个百分点。连选试验结果为现场硫粗精矿再选工艺改造提供了技术及理论依据。     

一种新型有机抑制剂的铜硫分离效果

为解决采用无机抑制剂进行铜硫分离时铜硫分离效果差、伴生贵金属流失严重等问题,开发了新型有机抑制剂三羧基甲基-二硫代碳酸钠。单矿物浮选试验结果表明：在pH=9~12、三羧基甲基-二硫代碳酸钠浓度为2.4×10-3 mol/L时,对黄铁矿抑制效果较好、对黄铜矿抑制作用较弱,可以实现低碱条件下的铜硫分离。采用三羧基甲基-二硫代碳酸钠进行黄铁矿、黄铜矿人工混合矿浮选试验,获得了铜品位为31.69%、回收率为91.36%的铜精矿,实现了铜硫有效分离。应用Materials Studio分子模拟软件构建药剂、矿物模型,通过分子模拟方法探讨三羧基甲基-二硫代碳酸钠的作用机理,结果表明,该药剂与黄铁矿、黄铜矿的作用能都为负值,其中与黄铁矿作用能为-98.70 kJ/mol,与黄铜矿作用能为-10.36 kJ/mol,故该药剂对黄铁矿抑制作用更强,对黄铜矿的抑制较差,并通过红外光谱和紫外光谱分析结果得到了验证。