高砷高硫锡粗精矿降杂提质试验研究

为解决锡精矿回收率低、锡精矿中硫砷含量超标、锡产品结构不合理等问题, 开展了锡粗精矿降杂提质精选试验研究, 通过“预先筛分-闭路磨矿-活化浮选脱硫脱砷-多段摇床精选”等多种工艺协同组合, 最终获得了锡品位46.72%、回收率85.57%、杂质元素硫砷含量分别为0.23%和0.061%的锡精矿和锡品位4.41%、回收率6.40%的锡次精矿, 锡精矿产品符合销售要求。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

云南某铅锌尾矿伴生萤石综合回收的工艺研究

云南某铅锌尾矿中伴生萤石含量为45.49%,为了有效地回收其中的萤石资源,对其进行了选矿工艺研究。在常温条件下,采用"三次粗选、两次扫选、七次精选"的浮选流程及高效萤石捕收剂FC-8和脉石矿物抑制剂FD-1,最终获得了萤石精矿品位97.12%,总回收率93.50%的优良指标。     

硅藻土负载铁氧化物催化剂的制备及其对某选矿废水的降解试验

某硫铁矿选矿废水COD偏高,达220 mg/L,通过将铁氧化物负载于硅藻土上制成非均相Fenton法催化剂,用于对该废水进行氧化处理。试验结果表明:非均相Fenton法催化剂适宜的制备条件为Fe3+浓度0.03 mol/L,Na OH与Fe3+的物质的量之比3,焙烧温度150℃;新型硅藻土负载铁氧化物催化剂非均相Fenton法降解废水COD的工艺条件为废水初始p H=5,催化剂投加量为1.5 g/L,H2O2投加量为11.79 mmol/L,反应时间为60 min,废水的COD去除率达85.67%;以资源丰富、负载性能好的硅藻土为原料制备的非均相Fenton法催化剂,可高效、低成本降解选矿废水的COD,处理后的水质符合排放标准,具有工业应用价值。     

某铜钼矿合理选矿工艺的研究

针对某铜钼矿石进行了选矿合理工艺流程的研究。采用混合浮选铜钼硫粗精矿, 钼与铜硫分离后, 铜硫再分离的工艺流程, 可获得铜精矿品位21.40%、回收率83.48%, 钼精矿品位46.87%、回收率86.70%, 硫精矿品位45.16%、回收率77.91%的技术指标, 实现了铜、钼、硫矿物与脉石矿物的有效分离。     

云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究

试验原料来自云南某锡多金属矿选厂的选锡尾矿,尾矿中锡品位为0.35%,是主要的有价金属。尾矿中锡主要以锡石形式存在,锡石占有率为72.39%,该尾矿中细粒级含量高,其中-0.02 mm粒级含量高达67.11%,该粒级的锡占有率为68.00%,通过传统浮选及摇床工艺较难回收。针对该尾矿细粒级含量高的特点,确定离心重选为主要工艺,一段离心重选能获得锡品位1.27%、回收率70%的锡粗精矿;经两段精选后,能获得锡品位4.11%、回收率54.10%的锡精矿。采用离心重选(一粗一精)+摇床重选(二次精选)的组合工艺,能获得锡品位17.57%、回收率17.25%的锡精矿。研究表明,采用全离心重选工艺,可获得高回收率的锡精矿产品;采用离心+摇床重选的组合工艺,可获得高品位的锡精矿产品,最终可根据实际需求,确定适合的工艺,能实现该锡资源的二次开发利用。     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

粤北某极低品位伴生稀有金属矿产资源综合利用研究

针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由“分级-粗粒跳汰-细粒摇床”重选预富集工艺、“钨硫枱浮分组-分类磨矿-异步浮选分离”钨硫分离工艺和“加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选”硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417%、0.111%、0.017%、0.072%和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96%、21.69%、51.89%、25.18%和44.51%,回收率分别为80.21%、72.28%、64.01%、56.40%和60.41%的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3 391.49 g/t,总回收率为68.27%,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用。     

酸改性粉煤灰的制备及其降解选矿废水COD研究

由于粉煤灰中含有大量的无定形相玻璃体,因此可用于选矿废水COD的降解。粉煤灰改性试验结果表明在酸改性法、碱改性法和盐改性法中,酸改性粉煤灰法效果最好。酸改性法的较佳工艺参数为:硫酸浓度1.0 mol/L、液固比3:1、酸化温度50℃、酸化时间90 min。在优化工艺下制备酸改性粉煤灰,用其降解选矿废水COD,试验条件为酸改性粉煤灰20 g/L、Fe2+1.5 mmol/L、H2O2 9.5 mmol/L、反应40 min,COD去除率可达90%以上,降解后废水符合排放标准。     

铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收实验研究

采用铜铅混选富集-抑铜浮铅浮选分离的工艺,对某铜铅多金属硫化矿中的伴生金进行强化回收研究。在铜铅混选阶段,弱碱性条件(pH=9)下,用Z-200(30 g/t)做捕收剂,金在铜铅混合精矿中有效富集;在铜铅分离阶段,以硫化钠(4000 g/t)预先脱药,用乙硫氮(30 g/t)浮选铅矿物,金在铜精矿中进一步富集。工艺闭路实验获得含铜18.69%、含金42.70 g/t的含金铜精矿,铜和金的回收率分别达到92.58%和56.84%;还同时获得含铅61.45%的铅精矿。可实现铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收。