福建某铅锌浮选尾矿再选试验研究

福建某铅锌浮选尾矿中铅、锌、银的品位分别为0.23%、2.11%、36.3 g/t,其中锌和银有较高回收价值。该尾矿中主要金属矿物为闪锌矿、黄铁矿和方铅矿,非金属矿物以方解石和石英为主。针对矿石特点,采用优先浮选开展工艺优化试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.92%的条件下,以石灰为pH调整剂,硫酸锌为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,2^#油为起泡剂,经1粗3精1扫浮铅,可获得铅品位4.56%、银品位320 g/t,铅回收率15.55%、银回收率6.63%的银铅精矿;针对选铅尾矿,以石灰为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2^#油为起泡剂,经1粗3精2扫浮锌,可获得锌品位37.32%、银品位152 g/t,锌回收率73.25%、银回收率18.80%的锌精矿。试验指标较好,可为该尾矿的综合利用提供数据支撑。     

某氧化铅锌尾矿浮选试验研究

试验研究了某氧化铅锌老尾矿的矿样性质,进行了一系列的浮选试验,浮选闭路试验获得铅品位23.16%、回收率41.41%的铅精矿和锌品位53.73%、回收率73.10%的锌精矿,锌精矿中铅含量仅为2.89%。     

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。     

铅锌浮选尾矿回收铁试验研究

某铅锌浮选尾矿含铁17.74%,其中磁铁矿和赤褐铁矿中铁分别占总铁的18.73%和59.58%。依据尾矿性质,采用"弱磁—强磁—强磁粗精矿再磨精选—浮选脱硫"联合工艺流程,最终得到了铁品位64.35%、含硫0.19%、回收率为65.68%的铁精矿。     

某低品位铅锌尾矿的浮选试验研究

针对某品位低、深度氧化且含铁、硅较高的复杂氧化铅锌尾矿,采用硫化-黄药法和硫化-胺法分别浮选氧化铅锌,在铅、锌给矿品位分别为2.54%和3.86%条件下,获得了铅品位41.43%、回收率67.50%的铅精矿,和锌品位40.31%、回收率为73.72%的锌精矿.     

组合捕收剂低温浮选某铅锌尾矿中萤石的试验研究

某铅锌浮选尾矿中,含有CaF2 21.13%,品位较高,具有一定的经济价值。为实现该尾矿中萤石资源的综合回收利用,分别进行了Na2CO3用量试验、抑制剂配比试验、单一捕收剂试验、组合捕收剂配比试验、组合捕收剂用量试验及浮选温度试验等条件试验。条件试验结果表明,当Na2CO3用量为400g/t,Na2SiO3用量为500g/t,腐殖酸钠用量为300g/t,组合捕收剂中油酸钠(OL)与石油磺酸钠(SPS)比例为2:1时,组合捕收剂用量为200g/t时,能取得较好的萤石浮选指标,且浮选结果受温度影响较小。在上述试验确立的药剂制度的基础上,进行了闭路试验,最终获得的精矿中萤石品位为品位97.32%,回收率为78.08%。     

某铅锌矿浮选尾矿综合利用研究

针对某铅锌尾矿中锌含量较高,脉石矿物石英、白云石含量较高的特点,分别进行了再磨—浮选回收有价元素锌的技术研究和尾矿作水泥混合料、混凝土集料、砌块砖集料的建材化利用技术研究。结果表明,通过再磨-浮选可有效回收该尾矿中的有价元素锌;建材化利用技术研究结果表明,该尾矿是一种良好的砌块砖细集料,也可作水泥混合料,但作混凝土细集料较为困难。     

某铅锌浮选尾矿有价金属浮选综合回收

以某铅锌浮选尾矿为研究对象,采用"尾矿再磨—铅锌混合浮选—活化选锌"工艺对原尾矿中的有价金属元素进行综合回收试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占82%的条件下,以乙硫氮和丁基黄药为铅锌混合浮选捕收剂,锌浮选采用硫化钠和硫酸铜活化,以丁基黄药和异戊基黄药为捕收剂,开路试验所得浮选产品中铅锌混合精矿中铅、锌的回收率分别为36.4%和18.0%,锌粗精矿中锌的回收率达到57.6%,原尾矿中有价金属元素得到了有效回收。     

老挝某金尾矿浮选—氧化浸出试验研究

老挝某金矿浮选尾矿中金品位为2.99 g/t,含金量较高,为高效回收该尾矿中的金,开展了详细的选矿试验研究。尾矿中金主要赋存于硫化物中,其次是连生体金和单体金,决定采取浮选—氧化浸出联合选别流程。采用石灰作为pH调整剂,以六偏磷酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,以CuSO₄和Pb(NO₃)₂为活化剂,以丁铵黑药和丁基黄药作为捕收剂,在条件试验的基础上对金矿浮选尾矿通过“一粗三精三扫”的闭路流程试验,获得了金品位为28.57 g/t、回收率为67.36%的金精矿;同时,所得尾矿金品位为1.05 g/t。再以高锰酸钾作为氧化剂,以氰化钠作为浸出剂对该尾矿进行氧化浸出,最佳条件下金的浸出率为43.57%,相对于原矿浸出率为14.22%,且浸渣中金品位仅为0.6 g/t,金总回收率为81.58%,取得了较为满意的试验指标。      

某重选尾矿细粒锡石浮选试验研究

通过对某厂重选尾矿旋流器分级溢流开展锡石浮选试验研究,解决该厂重选尾矿细粒级锡石回收率低的问题。试验结果表明：通过预先脱硫后一粗三精两扫的浮选工艺,使用SN-2:TL-1=1:2组合捕药剂进行锡石浮选时,能获得锡粗精矿产率7.46%,品位4.63%,回收率74.96%的良好技术指标,与实际生产状况相比,作业回收率得到极大的提升。若能将旋流器溢流改用锡石浮选进行生产,能为该厂带来显著经济效益。     

某磷尾矿浮选工艺试验研究

对P2O5含量为19.60％的云南某磷矿擦洗尾矿进行了药剂制度的条件试验研究,确定了最佳药剂制度中Na2CO3用量3.0 kg/t、水玻璃用量4.0 kg/t、分散剂C11用量为400 g/t、抑制剂HA用量为300 g/t和捕收剂LP-Y用量2.0 kg/t;采用正浮选一粗一精闭路流程选别后,得到磷精矿P2 O5品位...     

西南某高铁银铅锌氧化矿浮选试验研究

西南某高铁银铅锌氧化矿主要矿物为白铅矿、铅铁矾、菱锌矿、异极矿、褐铁矿,银以类质同象形式赋存于铅矿物中。试验采用新型AF药剂对铅和银同时浮选,取得铅品位42%、含银1 460 g/t、铅回收率70%、银回收率达77%的银铅精矿。在浮选氧化锌时采用一项新的氧化锌浮选技术,不脱泥直接加新型LW51捕收剂,得到锌精矿品位20.15%、锌回收率63.92%。此选别工艺可有效处理该地区高铁银铅锌氧化矿石。     

极细粒级尾砂絮凝沉降规律试验研究

在尾砂充填系统中,细粒级尾砂沉降速率慢、沉降后的底流浓度低,在砂仓中很难靠自然沉降获得理想的底流浓度,制约了尾砂充填的用料范围。为了实现全尾砂充填,减少砂仓中细粒级尾砂的溢流跑浑,本文采用聚丙烯酰胺(PAM)絮凝剂,针对极细颗粒细尾砂在立式砂仓中的沉降规律进行了实验研究,并建立了沉降相关参数的数学模型,得到了细粒级尾砂沉降规律。结果表明：在不添加絮凝剂条件下,浆液浓度与沉降速率基本呈线性规律,当添加絮凝剂之后,沉降速率与絮凝剂添加量的关系表现为非线性凸曲线,浆液浓度越高曲线越凸。对于特定的充填料浆浓度,在最佳絮凝剂添加量之前,沉降速率随着絮凝剂添加量增大而加快,当絮凝剂添加量超过该最佳添加量,絮凝沉降速率随絮凝剂添加量增大而减小。     

氰化尾渣综合回收利用工艺优化研究

鉴于国家环保政策的调整,环保部等三部委已将“采用氰化物进行选矿过程中产生的氰化尾渣”定为危险废物,而即将执行的新环保税法将对危险废物征收1000元/吨的环境保护税,氰化废物的经济消解是未来氰化厂主要研究课题和发展方向。山东某氰化尾渣中含有一定品位的铅、锌、铜,该氰化尾渣不进行回收处理,不仅会造成资源的浪费,也会对环境造成污染。如果对这部分多金属进行回收,会产生良好的经济效益。从氰化尾渣中回收有价金属元素不同于从原矿中回收有价金属元素,回收其中的有价元素较困难。为解决此问题,根据该氰化尾渣的性质,采取代表性的尾渣矿样,拟采取确定合理的选矿工艺回收尾矿中的有价金属,采用先浮铅锌再浮硫的优先浮选工艺流程试验,该试验流程能够取得较好的有价金属元素回收效果。结果表明,在原矿含铅2.62%,含锌0.98%,含铜0.19%的条件下,采用一粗两精两扫的浮选工艺流程选择铅锌,一粗两精两扫选选硫流程,处理改氰化尾渣,获得了含铅品位19.77%,回收率21.50,锌品位19.69%,回收率71.07%,铜含量1.43%的铅锌精矿,硫品位45.27%,回收率35.92%的硫精矿。新工艺流程工艺指标更优、药剂成本更低、工艺更简洁,不仅铅锌精矿中铅、锌均得到有效的回收,其中伴生硫的指标也得到了改善,为氰化尾渣中铅锌铜硫的回收提供了方案。     

赣州某萤石尾矿浮选柱分选实验研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。云锡集团卡房分公司新探获矿体除有价元素铜、钨以外,仍有价值不容小视的萤石资源。铜钨浮选尾矿中CaF₂品位高达31.98%,萤石矿物整体属粗中粒嵌布,单体解离度在95%以上,脉石矿物以钙铁辉石、石英、长石为主。选矿小型实验首先采用强磁选预选脱除了钙铁辉石等磁性脉石矿物,减少了对萤石浮选的干扰,然后采用“一粗两扫六精”的浮选工艺,选择酸化水玻璃做调整剂,选择油酸钠做捕收剂,对中矿产率较大的精选1中矿返回至扫选1作业,最终获得了CaF₂品位为96.27%、回收率为88.85%的萤石精矿产品,实现了卡房矿区萤石资源的高效综合利用。     

苏州高岭土尾矿中硫化矿混合浮选工艺研究

对苏州高岭土尾矿进行了硫化矿混合浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用搅拌-混合浮选工艺流程和合理的药剂制度获得了铅、锌、硫品位分别为4.72%、9.12%、36.11%,回收率分别为91.42%、93.83%、91.76%的硫化矿混合精矿。     

氧化铅锌矿分选工艺研究现状及进展

氧化铅锌矿因其性脆,易过磨,矿物组成复杂,细泥与可溶性盐含量高,较难选别。在查阅大量相关文献基础上,总结了氧化铅锌矿的分选工艺,着重介绍了冶金法、浮选法及新型工艺,并对这些工艺进行综合评述,提出了今后主要发展方向。     

某高氧化率铅锌矿的选矿试验研究

某氧化铅锌多金属矿含铅1.09%,含锌8.39%,铅锌氧化率分别为96.34%、98.15%。为综合回收各有用矿物,采用"铅锌混合浮选-铅锌分离重选"流程进行了详细的选矿工艺研究,最终试验获得了铅品位10.71%、锌品位37.91%的铅锌混合精矿,锌品位22.51%的锌精矿。铅总回收率为91.27%,锌总回收率为93.77%。     

改造浮选尾煤工艺 实现洗水闭路循环

介绍了滴道盛和煤矿洗煤厂通过对浮选尾煤处理系统进行改造,降低浮选尾煤浓度,来实现洗水闭路循环.