硝酸铵活化磁黄铁矿提高硫回收率

<正> 硝酸铵是黄铁矿、磁黄铁矿的活化剂。在红透山铜矿选矿厂选硫循环添加129克/吨硝酸铵,提高硫回收率2.15％,每年可增产硫精矿4226吨,效益30余万元。该厂的浮选工艺是:经过铜硫混合浮选、铜硫分离浮选,得到铜精矿和优质硫精矿;铜硫混选尾矿选锌得锌精矿;选锌尾矿再选硫得次硫精矿和最终尾矿。在上述浮选过程中,易选的硫矿物(大部分黄铁矿和部分磁黄铁矿)已在铜硫混选循环回收,进入锌尾选硫循环的硫矿物以难浮的磁黄铁矿为主,选硫作业回收率很低,平均为45％左右,小型试验也只能达到50％。为提高硫回收率,进行了添加硝酸铵的试验。     

墨西哥佩诺莱斯公司的矿业开发

佩诺莱斯是墨西哥第二大矿业集团公司,目前经营有九座生产矿山和三项基建工程。奈卡矿该矿位于奇瓦瓦州北部,是一座多金属矿。矿石总储量321.1万吨,年产矿石73万吨,用分层充填法回采。矿石品位:金0.14克/吨、银141克/吨、铅3.88％、锌3.06％、铜0.35％和黑钨0.11％。选厂采用优先浮选法分别回收铅和锌精矿。铅精矿含有银、金和铜,将其运至托雷翁冶炼厂。锌精矿运至萨尔蒂约冶炼厂。     

塞浦路斯·巴格达德铜公司选钼流程

选矿厂的给入矿石含铜约0.55％,含钼0.015％。在铜浮选回路中选出的混合精矿,经化验含铜28％,含钼0.72％(MoS_21.2％)。这种精矿经浓密后作为选钼回路的给矿。目前生产能力需要每小时处理32吨(固体量)。由于巴格达德(Bag·dad)选钼过程的敏感性,所有补给、稀释都用新水,而选厂的其余部分则用回水。     

加强管理 降低药耗

<正> 我矿矿床系一层控碳酸型铅锌矿床。目前,选矿厂采用优先选铅的浮选流程,生产铅精矿、锌精矿和混合精矿三种产品。自投产以来,浮选药剂单耗较高,1981年全厂铅锌浮选总药剂单耗为1309(克/吨),其中锌浮选硫酸铜用量为915(克/吨),占总药剂单耗69.90％。全年硫酸铜费用占总药剂费用的62.39％。硫酸铜过量易引起黄药的损失,造成选矿药剂成本的增高,同时加重了污染。1981年锌精矿的硫酸铜费用为15.03(元/吨)。因此,减少总药剂单耗,     

伏牛山高硫铜锌矿选矿工艺研究

对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜—锌硫混合浮选再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,优先选铜—锌硫混合浮选再分离流程得到含铜27.17%、铜回收率86.27%的铜精矿,含锌50.53%、锌回收率88.11%的锌精矿,含硫42.34%、硫回收率78.23%的硫精矿。选矿厂按此流程改造后,可产出含锌42.19%、锌回收率59.30%的锌精矿。     

降低金精矿含砷量的小型试验和生产实践

<正> 冶金工业部六岑金矿选厂提金采用混汞回收65％左右的金,混汞尾矿浮选,浮选精矿外运冶炼。浮选药剂是丁基黄药和松醇油。由于处理矿石为含碳金—砷硫化矿石(原矿含砷1％左右),所以,浮选精矿含砷达8—9％。而冶炼厂对金精矿的要求是:精矿含金50克/吨,含砷不超过5％。因此,生产的金精矿不能外运冶炼,造成产品大量积压,影响资金周转。为了解决这个难题,我们进行了各种试验,发现用丁基铵黑药作捕收剂,石灰作抑制剂,对降低金精矿含砷量有显著效果,金精矿品位由原来的30—40克/吨,提高到60—80克/吨,金精矿含砷由原来的8—9％降到2.1—2.4％,脱砷效率达90％。     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

别洛乌索夫斯克选矿厂改善选矿工艺的前景

别洛乌索夫斯克选矿厂处理复杂的多金属矿石,矿石中硫化物含量达40％,其中多半是黄铁矿(占25％)。矿石中铅92～94％是方铅矿;锌97％是闪锌矿;铜88％是黄铜矿。矿石中其他矿物有:黝铜矿、斑铜矿、辉铜矿和铜兰。矿石含重晶石达12％。目前,该选矿厂是按全苏有色金属矿冶科学研究所1961年设计的混合浮选流程进行生产(见图1)。流程的特点是,不解吸混合精矿颗粒表面的捕收剂;流程中有锌再浮选工序。混合精矿大部分经液相更换(在浓密机中加清水洗涤)之后,加氰化物和硫酸锌进行再磨,并送往铅-铜浮选工序。在这个作业中氰化物的用量为140～150克/吨。     

依靠技术改 造提高经济效益

<正> 武钢大冶铁矿属矽卡岩多金属矿,矿石含有多种有用元素。选厂主要产品有弱磁铁精矿、强磁铁精矿,副产品有铜精矿、钴硫精矿。矿石中伴生的金、银经选别后主要富集在铜精矿中,铜精矿含金约8克/吨、银18-20克/吨。该矿在釆场生产能力减少的情况下,开展综合利用研究,向综合利用要效益。近年来对选厂进行技术改造,将原设计的铜硫混合浮选的四个系列7A浮选机用JJF-20型浮选机代替作粗、扫选,并改变浮选流程和药剂制度,在二次粗选后面增加一次扫选,将原来的集中加药改为一次粗选、二次粗选、扫选分段加药,采用对     

青藏某难选铜钼混合精矿高效分离试验研究

针对青藏高原某选厂生产的含Cu 28.93％、含Mo 0.78％、含SiO28.05％、含MgO 1.02％的铜钼混合精矿铜钼分选效率不高、钼精矿品质差等问题开展选矿工艺研究.结果表明:铜钼混合精矿经1粗4精2扫开路铜钼分离浮选试验后可获得含铜1.05％、含钼30.56％的钼精矿,钼精矿品位偏低.通过对钼精矿进行X射线...     

Saint----Salvy选矿厂锌矿石的处理

本文叙述Saint-Salvy选矿厂富集含闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、褐铁矿、针铁矿、石英和石灰石的锌矿石的生产结果。选厂生产过程包括:碎矿、磨矿和用硫酸铜、钾黄药以及己醇进行浮选。结果精矿含锌53.83％、含铅0.98％和含银361克/吨;铅、     

复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某地含铜、铅、锌多金属硫化矿易浮选难分离、嵌布粒度极不均匀的特点,采用优先浮选铜-再磨-精选铜-铜浮选尾矿选铅-再选锌的工艺流程,在合理的药剂条件下,获得了较好的分选指标,铜精矿含铜18.02%、回收率57.50%,铅精矿含铅51.43%、回收率33.20%,锌精矿含锌45.83%、回收率48.95%,铅锌混合精矿含铅和锌分别为31.53%和38.46%,铅回收率为42.56%、锌回收率为34.05%。     

改善罗马尼亚Rosia Poieni矿床矿石选别深度的尝试

采用浮选-磁选以及细菌浸出方法,回收罗马尼亚 Rosia Poieni 矿床矿石中铁、钼和铜有用成分。用浮选方法,向矿浆中添加Na_2CO_3 17克/吨、Na_2S 1300克/吨、NaCN33克/吨,NaSiO_3 33克/吨以及煤油53克/吨,获得含钼18％,钼回收率为83.5％的精矿;钼浮选尾矿经磁场强度分别为900奥斯特、1000和1200奥斯特的三段磁选,获得含铁     

某难选铜铅混合精矿的分离试验研究

广东某选厂铜铅混合精矿用常规浮选方法分离困难,严重影响企业效益。为此,针对矿石性质和磨矿特性,找到了一种分离该难选铜铅混合精矿的新方法。试验采用高频振动细筛先将混合精矿分级,然后对＋0．088mm筛上粒级进行摇床重选,对-0．088mm筛下粒级以CMC和亚硫酸钠与水玻璃作联合抑制剂、以Z-200作捕收剂进行抑铅浮铜,有效地解决了该铜铅混合精矿的分离难题,小型试验得到了含铜24．15％、含铅3.68％的铜精矿和含铅63．70％、含铜1．90％的铅精矿,工业试验铜精矿含铜22．35％、含铅4．02％,铅精矿含铅60．31％、含铜2．79％。试验结果对同类型中小矿山有参考价值。     

含铜,钼,钴,铁共生矿选矿综合利用的研究

本文介绍了含铜、钼、钴、铁共生矿的矿石性质，评述以往的研究工作和选厂生产现状，针对矿石嵌布特点，在强化铜，钼浮选，解决铜、钼分离和铜、钴分离技术在基础上，制定了阶段磨矿、部分混合浮选分离的新工艺。小型和扩大连选证明：采用本文推荐的工艺流程处理这种含铜共生矿，可以获得含铜２５．５％、回收率为９３．１５％的铜精矿，含钼５２．１０％、回收率８４．６的钼精矿，含钴０．５０８％、回收率４６．５３％的钴精矿，     

云南某铜铅锌硫化矿铜铅分离浮选试验研究

云南某铜铅锌矿硫化矿含铜0.60%, 铅2.43%, 锌5.10%, 在现场生产作业中采用“铜铅混浮, 铜铅分离, 尾矿选锌”的浮选工艺流程, 存在的问题是铜铅分离指标不理想, 铜铅精矿互含高。对该矿的铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选小型试验研究, 结果表明, 当混合精矿再磨到-0.074 mm粒级占80%, 以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿, 以Z200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂, 进行了铜铅分离浮选, 获得了良好的分选指标, 铜精矿含铜23.30%, 含铅3.30%, 铅精矿含铅64.66%, 含铜0.50%, 实现了铜铅分离。     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。     

某铜铅混合精矿降锌试验研究

为了有效降低铜铅混合精矿中的锌,通过进行药剂制度的调整试验,选择ZnSO4+ Na2SO3+ FeSO4组合药剂对混合精矿中的锌矿物进行抑制,最终使铜铅混合精矿中锌品位降至3％以下,为后续的铜铅分离以及混选尾矿选锌作业创造了良好的浮选条件.