氰化尾矿综合回收有价元素试验研究

通过优先浮选锌的工艺流程对河南某黄金氰化尾矿进行了试验研究,结果表明:浮选锌采用一粗三扫三精的选别流程,选用组合抑制剂XJ-3作为抑制剂,丁铵黑药作捕收剂,可取得锌回收率、品位分别为88.76%、40.67%的合格锌精矿,并且尾矿即为硫精矿,无污染物排放,不用集中处理,充分利用了矿山资源,对环境影响较小。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

印度尼西亚某铅锌矿石浮选试验

印尼某铅锌矿石PbO和ZnO品位分别为3.87%、5.72%,铅、锌呈细粒浸染,分别主要以方铅矿、闪锌矿的形式存在,难以分离。为回收利用铅、锌,进行浮选试验。结果表明,采用D82作锌矿物抑制剂,3418A为铅矿物捕收剂,硫酸铜作锌浮选活化剂、丁基黄药作捕收剂,原矿经磨矿(-0.074 mm 82%)—1粗3精2扫优先浮选铅—1粗2精2扫选锌闭路流程选别,可获得铅精矿品位68.23%、回收率83.37%,锌精矿品位56.72%、回收率81.62%的良好指标。     

云南某氧化铅矿铅、银的浮选回收试验

云南某氧化铅矿铅品位4.70%,可伴随回收银。为合理开发利用该矿石,采用硫化-黄药+GXB联合法进行浮选试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm、捕收剂GXB和丁基黄药用量分别为375,125 g/t,硫化钠用量8 kg/t的条件下,原矿经1粗4扫流程选别,可获得铅、银品位分别为11.96%、1 236.95 g/t,回收率分别为85.86%、92.28%的综合精矿,可供选矿工艺流程的确定参考。     

混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践

介绍了混合浮选工艺回收氰渣中铅锌银的生产实践。生产中采用一粗两扫两精的混合浮选流程,选用ATTA药剂作活化剂,丁基黄药与乙硫氮混合使用作捕收剂,获得了铅、锌和银回收率分别为69.25%;86.54%和67.15%,品位分别为17.55%,27.13%和877.26 g/t的混合精矿。     

含金低铜高硫难选铜硫矿石浮选分离工艺研究

某含金低铜高硫难选铜硫矿石,含铜仅有0.17%、含硫18%左右,铜硫比低,分离难度较大。通过铜捕收剂和选硫活化剂的优化选择,开展了磨矿细度、选铜捕收剂种类与用量、黄铁矿抑制剂石灰用量、选硫活化剂的种类与用量等条件试验,采用优先浮选工艺流程实现了该铜硫矿石的浮选分离,综合回收了矿石中的铜、硫及伴生金资源。结果表明,通过选铜为一粗二精一扫,选硫为一粗二精二扫的闭路流程,可获得铜品位为21.28%、铜回收率为82.62%的铜精矿,以及硫品位46.12%、硫回收率为90.95%的硫精矿,金在铜精矿中的品位和回收率分别达到13.86 g/t和76.23%的较好选别指标。     

湖南某低品位硫化铜矿浮选试验

湖南某低品位硫化铜矿铜品位0.603%,铜主要以硫化铜的形式存在。为有效回收利用其中的铜,采用浮选法进行选矿试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 70.82%,以碳酸钠为矿浆p H调整剂、丁胺黑药+丁基黄药为组合捕收剂,经1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路浮选流程选别,可获得铜品位23.56%、回收率88.34%的铜精矿,达到铜精矿三级品要求,可供最终工艺流程的选择参考。     

内蒙古某高硫铅锌矿铅锌浮选分离试验研究

内蒙古某铅锌多金属矿石矿物种类较多,主要的有色金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿和毒砂,选用优先浮选工艺流程对其进行铅、锌浮选研究。选用石灰作为调整剂以及黄铁矿和毒砂的抑制剂,氯化钠和硫酸锌作为毒砂和闪锌矿的抑制剂,乙硫氮作为铅浮选捕收剂,经1粗2精2扫优先选铅,然后采用硫酸铜作为活化剂,丁基黄药作为锌浮选捕收剂对选铅尾矿经1粗2精2扫选锌。最终,获得铅品位为48.70%、回收率为91.80%的铅精矿,以及锌品位为41.43%、回收率为82.57%的锌精矿。     

钼尾矿综合回收硫铁试验研究

对河南某钼尾矿矿石性质进行研究,发现具有回收黄铁矿和磁铁矿的价值。在活化剂硫酸、捕收剂异丁基黄药、起泡剂2号油用量分别为200g/t、50g/t、35g/t的浮选药剂制度下,钼尾矿采用一粗一精一扫浮选闭路流程,可获得硫精矿品位41.21%,回收率87.68%的选别指标。选硫尾矿再通过一段磁选-再磨-二段磁选的工艺流程,获得铁精矿品位62.72%,全铁回收率41.86%的选别指标。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

云南水源地区某氧化铜矿石选矿试验

云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。     

氰化尾渣铅锌浮选试验研究

针对某氰化尾渣进行了详细的浮选试验研究,以YO为活化调整剂,采用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程,最终获得铅锌混合精矿(铅+锌)品位52.56%,铅回收率85.15%,锌回收率97.51%。新工艺已应用到工业中,取得了较好的经济效益。     

某金锑矿选矿试验研究

对某Sb品位7.94%、Au品位1.95 g/t的石英脉型金锑硫化矿进行了浮选试验研究。采用混合浮选工艺,以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂、硫酸为pH值调整剂、硝酸铅和硫酸铜为活化剂,经一次粗选三次精选三次扫选闭路浮选,获得了产率20.17%、Sb品位和回收率分别为37.35%和94.87%、Au品位和回收率分别为7.79 g/t和80.39%的金锑混合精矿,精矿品级符合锑精矿质量标准(YB 2419—82)中硫化锑精矿三级品,金和锑都得到较好地回收。     

某硫化铜铅矿选矿试验研究

针对某硫化铜铅矿石进行了选矿试验研究,试验采用混合浮选工艺流程,即将铜、铅一起浮出,再进行铜铅精矿的分离。通过一系列调整剂、捕收剂种类及用量条件试验,确定了较佳浮选流程。闭路试验最终获得的铜精矿和铅精矿指标如下:铜精矿品位24.59%,铜回收率86.11%;铅精矿品位52.81%,铅精矿回收率73.11%。     

广西某微细浸染型原生金矿石浮选试验

广西某金矿石是高砷高有机碳、以包裹金为主的微细浸染型原生金矿石,为确定矿石的选矿工艺,进行了浮选试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用硫酸铜为主要载金矿物黄铁矿的活化剂,丁基黄药+丁胺黑药组合为金矿物和载金矿物的捕收剂,经1粗2精3扫的闭路浮选流程处理,可获得金品位为31.50 g/t、金回收率86.57%的金精矿,药剂制度及工艺流程较简单,选矿指标较好。     

广西某微细浸染型原生金矿石浮选试验

广西某金矿石是高砷高有机碳、以包裹金为主的微细浸染型原生金矿石，为确定矿石的选矿工艺，进行了浮选试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下，采用硫酸铜为主要载金矿物黄铁矿的活化剂，丁基黄药+丁胺黑药组合为金矿物和载金矿物的捕收剂，经1粗2精3扫的闭路浮选流程处理，可获得金品位为31.50 g/t、金回收率86.57%的金精矿，药剂制度及工艺流程较简单，选矿指标较好。     

某浮磷尾矿综合回收钛铁矿试验研究

针对某浮磷尾矿的性质特点,确定采用"弱磁除铁—强磁预选—钛浮选"综合回收工艺流程。结果表明:物料经过Slon-750型脉动高梯度强磁机两段预选,达到钛浮选入选品位要求;采用EM121作为钛铁矿的捕收剂,经过一粗一扫四精,可以得到钛精矿TiO2品位为45.97%、回收率为51.50%的技术指标。     

某低品位铅锌矿无氰分离工艺研究

针对氰化物对环境污染严重的情况,试验分别采用ZnSO4+Na2SO3组合法和单一石灰法分别对某低品位硫化铅锌矿进行了无氰分离工艺试验研究,流程为铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选,锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选。两种方法均获得了较好的指标。其中单一石灰法不仅比ZnSO4与Na2SO3组合法药剂用量小、成本低,还在铅回收率相同的情况下,铅精矿品位提高了近5%;在锌精矿品位相近的情况下,锌回收率提高了近4%。     

某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验

辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大。为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验。结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72%、46.27%、22.46%的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00%、19.57%、75.16%的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21%、10.47%、0.72%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收。     

某低品位铜钼矿工艺矿物学及选矿工艺研究

青海某铜钼矿含钼0.084%，铜含量0.067%。工艺矿物学研究表明，原矿中钼主要以辉钼矿形式存在，铜以黄铜矿、辉铜矿及斑铜矿等形式赋存。针对矿石性质，结合探索实验，最终采用铜钼优先浮选工艺处理该矿石。在磨矿细度为-74μm 70%条件下，经一次粗选一次扫选两次空白精选得钼粗精矿，钼粗精矿再磨后经三次精选获得了钼品位50.21%、回收率85.21%的钼精矿；钼浮选尾矿用硫酸铜活化后经一次粗选一次扫选四次精选，获得了品位15.32%、回收率54.92%的铜精矿，实现了有价元素的综合回收。