内蒙古某锌矿氧压浸出渣有价组分形态特征

硫化锌矿浸出渣中有价元素丰富,是重要的二次资源,但因其性质、结构极为复杂,实践中分选回收效率往往较低。深入研究浸出渣工艺矿物学性质对其高效回收具有重的理论价值。对内蒙古某中大型锌冶炼厂的氧压锌浸出渣进行了深入的工艺矿物学研究。结果表明：锌浸出渣含硫44.33%、铅2.65%、锌4.24%、银192 g/t,主要有用矿物为单质硫（硫磺）、闪锌矿、铅矾等,银可能主要赋存于含铅矿物中;含有近20%的可溶性锌和铁硫酸盐,极少量的黄铜矿和黄铁矿;浸出渣颗粒粒度细,无典型的结构和构造;铅、锌和铜矿物主要以毗连和包裹的形式与硫磺连生,且主要集中在-10 μm粒级,该粒级中银的分布率达到86.47%,是后续分选回收需要注意的重点。     

新疆某硫化铅锌矿选矿试验研究

该硫化铅锌矿是一种低品位的硫化铅锌矿矿石,铅品位为0.52%,主要以方铅矿为主;锌品位为2.76%,主要以闪锌矿为主。通过开展小型试验,确定了该硫化铅锌矿的最佳浮选流程和药剂制度,可获得铅精矿含铅61.38%、铅回收率90.89%,锌精矿品位57.68%、锌回收率90.49%的良好指标。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

铁矿尾矿的现状和综合利用途径

铁矿矿山的尾矿每天大量排放,不仅造成了资源的浪费,而且对环境造成了污染。本文结合国内外一些实践经验,综合阐述了当前铁矿尾矿的现状和一些综合利用的途径。     

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

云南高硫铜锌矿石浮选试验研究

试验矿石属于高硫铜锌多金属矿,含铜黄铁矿石多为浸染状,矿石的矿物组成比较复杂。原矿含铜0.736%,含锌1.44%,含硫25.02%。在确定较佳药剂制度和控制浮选时间的基础上,进行了闭路流程试验,试验结果为铜精矿的品位为20.15%,回收率为87.61%;锌精矿的品位为52.31%,回收率为83.55%,技术指标较好,为该矿石的综合利用提供参考依据。     

云南某萤石与重晶石共生矿选矿工艺

针对萤石重晶石共生矿可浮性相近、浮选分离困难的选矿难题,对云南某萤石重晶石共生矿进行了选矿工艺研究. 结果表明,原矿含重晶石44.38%,萤石20.21%,脉石矿物主要为石英. 经多个实验流程对比后,最终采用萤石和重晶石混合浮选流程,以皂化油酸钠为捕收剂. 采用抑重浮萤的流程,以硫酸铝为重晶石抑制剂,保证萤石可浮性. 经闭路分选流程得到品位96.13%、回收率88.74%的萤石精矿和品位87.65%、回收率97.78%的重晶石精矿.     

我国白钨矿的资源分布及选矿的现状和进展

叙述了白钨矿资源开发利用和白钨矿的选矿技术的现状,对白钨矿的选别方法与理论以及浮选工艺的进展进行了评述,并对白钨矿浮选方向进行了剖析和预测.     

碎矿与磨矿技术发展及现状

阐述了碎矿与磨矿在国民经济中的地位和作用,从多个角度综述了我国碎矿与磨矿的技术发展现状．并对其今后发展方向进行了分析。     

铸造用铬铁矿砂的可选性研究

研究了铬铁矿砂在不同的温度加热后的单位质量磁化率变化趋势;通过强磁场磁选机分选树脂混合砂,分选率达到85.6%。证明铬铁矿砂具有可选性。