内蒙古某多金属尾矿综合回收锡石新工艺研究

内蒙古某多金属矿采用磁选铁—浮选锌—重选锡工艺流程回收其中的铁、锌和锡,其中锡的重选回收率仅30%,其尾矿含锡0.54%,将近50%的锡损失在尾矿中。为了回收该尾矿中的锡资源,进行了系统的试验研究,最后推荐脱泥—硫化矿浮选—锡浮选—浮选锡粗精矿重选联合工艺流程,其闭路试验指标为锡精矿含锡35.33%、回收率50.33%。     

从某铅锌尾矿中回收重晶石的研究

针对某铅锌尾矿中白云石含量高的特点,采用"脱硫-重晶石浮选"的全浮工艺流程回收重晶石.以十二烷基磺酸钠为捕收剂,TS为抑制剂,可获得BaSO4品位91.27%、回收率70.25%的重晶石精矿.     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。     

西南某稀土尾矿选矿预富集工艺试验

西南某稀土选厂尾矿REO品位为1.44%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,并可综合回收萤石和重晶石。为综合利用该稀土尾矿,开展了单一浮选、重选—磁选、磁选—重选、磁选—浮选4种选矿预富集工艺试验。结果表明:11粗1扫单一浮选流程可获得REO品位为8.10%、回收率为84.58%的稀土精矿,但药剂成本较高,无法综合回收萤石和重晶石;2重选—磁选联合工艺流程可获得REO品位为19.40%、回收率为82.48%的稀土精矿,但尾矿中Ca F2和Ba SO4损失较大,分别为16.42%,26.77%;3磁选—重选和磁选—浮选联合工艺流程均能获得REO品位为11.04%、回收率高达97.55%的稀土精矿,但后者对Ca F2和Ba SO4整体回收效果较好,其中Ba SO4回收率高16.95个百分点,同时抛尾产率增加50.89个百分点,且具有设备占地面积小的优点。因此,磁—浮选联合流程可作为该稀土尾矿的选矿预富集工艺,能够较好的实现稀土矿物的初步富集和萤石、重晶石的综合回收,具有技术和经济优势,可为其开发利用提供借鉴。     

重晶石-石英-萤石型伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

重晶石-石英-萤石伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO_4品位92.15%、BaSO_4回收率94.33%、比重4.3g/cm~3的重晶石精矿,以及BaSO_4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

某低品位萤石重晶石矿综合利用技术研究

黔北某低品位萤石重晶石矿主要由萤石、重晶石和方解石组成,在工艺矿物学研究的基础上,以EM-2作萤石捕收剂,改性水玻璃作方解石抑制剂,EM-326F作重晶石抑制剂,采用"萤石优先浮选-重晶石重选"的联合工艺流程,获得了酸级萤石精矿和重晶石精矿,实现了浮选回水的循环利用。试验表明,萤石通过"2粗5精,部分中矿再选"的浮选流程,获得了萤石精矿CaF_2品位98.51%,回收率86.24%;萤石次精矿CaF_2品位60.44%,回收率3.92%;萤石总回收率90.16%的指标。萤石浮选尾矿采用"1粗1扫1精,中矿与扫选精矿再选"的全溜槽重选工艺流程,可获得重晶石精矿BaSO_4品位89.15%,BaSO_4回收率70.78%的指标。     

铅锌尾矿回收白钨试验研究

某铅锌尾矿含钨(WO3)0.21%左右,由于堆存时间长,尾矿中金属矿物大量胶结、氧化、钝化,致使钨回收在技术上存在较大困难.通过比较多种技术参数条件下的试验结果,选择最佳试验参数进行浮选-重选联合工艺闭路试验,实现了钨的回收,获得白钨精矿含WO342.10%、回收率61.92%的较好指标.     

四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究

四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。     

某铅锌尾矿重晶石综合回收半工业试验研究

针对某铅锌尾矿中重晶石的综合回收,在小型验证试验的基础上,进行了1t/d规模半工业试验。通过验证对比、优化,并在考虑资源综合利用经济性的基础上,最终确定了“脱硫-重晶石浮选”的全浮工艺流程。小型验证试验对含BaSO416.65%的给矿,得到精矿产率10.73%,含BaSO4 91.27%,对铅锌尾矿回收率为70.25%的重晶石精矿;半工业试验中对重晶石产品方案进行了进一步的优化,对含BaSO416.89%的给矿,半工业试验重晶石精矿得到两个产品,一个是含BaSO4 95.31%,回收率49.20%的优一级品的高质量重晶石精矿,另一个是含BaSO4 84.22%,回收率17.90%的较合格品的重晶石精矿,两者合并,得到产率12.31%,含BaSO4 92.08%,对铅锌尾矿回收率为67.10%的重晶石精矿。小型试验与半工业试验指标基本吻合,很好地验证了小型试验结果的可靠性和稳定性,为下一步工业试验或工业生产打下了坚实的基础。     

从玻利维亚某锡尾矿中综合回收银、锡的选矿新工艺研究

采用预处理除杂—银浮选—重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305,最终获得了银品位4 500 g/t、银回收率73. 63%的银精矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮选—重选联合的选锡工艺流程,获得了锡品位48. 37%、锡回收率52. 38%的锡精矿,实现了尾矿中有价金属的综合回收。     

河南某铅锌尾矿回收白钨试验研究

河南某铅锌尾矿含WO30.2%左右,由于该老尾矿堆存时间长,导致尾矿中金属矿物大量胶结、氧化、钝化,致使该铅锌尾矿的回收在技术上存在很大困难.通过比较多种技术参数条件下的实验结果,选择最佳实验参数进行浮-重联合工艺闭路实验,实现了钨的回收,获得白钨精矿含WO342.10%、WO3回收率61.92%的较好指标.     

陕西某微细粒难选金红石矿选矿试验研究

陕西某金红石矿嵌布粒度细微, 被绿泥石等脉石矿物紧密包裹, 分选难度大。采用浮选为主, 浮选-重选联合抛尾, 粗精矿再磨, 酸洗、浮选的工艺流程, 可获得TiO₂品位为90.31%, 回收率为47.36%的金红石精矿。浮选抛尾72.27%, 重选抛尾21.74%, 浮选-重选联合共抛尾94.01%, 只有6%左右的粗精矿进入精选。该工艺的特点是: 粗选大量抛尾、粗精矿再磨再选即“阶段磨矿阶段选别”, 可以降低选矿成本, 减少工艺的复杂性。     

云锡卡房铜硫浮选尾矿中细粒锡石的回收

云锡个旧卡房公司铜硫浮选尾矿锡品位为0.35%,主要含锡矿物锡石不仅嵌布粒度微细,与脉石矿物嵌布关系紧密,而且可浮性或密度也与脉石矿物较接近,导致现场的单一重选工艺仅能获得锡品位为6%左右、锡回收率为50%左右的锡精矿。为高效回收该尾矿中的锡资源,采用浮选—重选工艺进行了选矿试验。结果表明:通过1粗2精2扫闭路浮选,可获得锡品位为8.26%、锡回收率为83.51%的浮选锡精矿;浮选锡精矿通过1次摇床重选,可获得锡品位为40.70%、回收率为68.95%的重选精矿,以及锡品位为1.72%、回收率为14.56%的重选尾矿,该重选尾矿可作为烟化工艺回收锡的原料。因此,试验确定的工艺流程是该尾矿的高效选锡流程。     

稀土尾矿中萤石和重晶石的高效富集与分离试验研究

本文针对稀土尾矿中伴生的萤石和重晶石进行了选矿试验研究,研发了混合浮选高效富集-萤石重晶石分离工艺,并筛选出YG-7高效重晶石抑制剂,最终获得的萤石精矿氟化钙品位为98.19%,回收率为95.65%,重晶石精矿硫酸钡品位为88.78%,回收率为71.23%。     

铜陵有色卡尔多炉渣中稀贵元素的预富集试验

富含Au、Ag、Pt、Pd、Se等稀贵元素的卡尔多炉渣在返回卡尔多炉再提金、银前,进行预富集可以提高卡尔多炉的工作效率,降低卡尔多炉的生产成本,解决返回料越积越多问题。铜陵有色金属公司对其卡尔多炉渣进行了浮选预富集工艺研究,结果表明：以硫酸亚铁为硫化矿物的活化剂、硫化钠为氧化矿物的活化剂,采用粗选1重点回收硫化矿、粗选2重点回收氧化矿的2粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程,可获得Au、Ag、Pt、Pd、Se品位分别为508.76 g/t、55.78%、9.36 g/t、16.92 g/t、2.94%,Au、Ag、Pt、Pd、Se回收率分别为95.60%、90.09%、78.00%、88.50%、86.70%的浮选精矿;浮选尾矿采用SLon-400型离心选矿机重选,可获得金、银品位分别为9.45 g/t和1 600 00 g/t,金、银流程回收率分别为2.27%和3.28%的重选精矿;全流程的金、银回收率分别达9787%和9337%。因此,浮选-重选工艺是卡尔多炉渣的高效回收工艺,重选尾矿中的金、银可考虑采用化学选矿方法回收。     

从铜矿尾矿中回收重晶石的实验研究

为实现浙江平水铜矿无尾矿生产, 针对尾矿的性质, 展开了从尾矿中回收重晶石的研究。由筛析结果可知, 尾矿中的重晶石主要富集在细粒级, 因此直接采用-0.074 mm粒级进行浮选重晶石的研究。先进行脱硫, 脱硫后的尾矿浮选回收重晶石。原硫酸钡品位为11.53%时, 以碳酸钠为调整剂, 硅酸钠为抑制剂, 十二烷基硫酸钠和油酸为捕收剂, 可获得硫酸钡品位91.68%, 回收率80.41%的重晶石, 有效回收了尾矿中的重晶石, 为无尾矿生产提供有力的技术支持。