Arsenic leaching by Na2S to decontaminate tailings coming from colemanite processing

Colemanite is a calcium borate mineral from which boric acid and then borates are obtained. These products are useful for different applications. Colemanite leaching by sulphuric acid leads to production of boric acid. Arsenic minerals, mainly realgar and orpiment, which are often associated together with colemanite, depending on mineral paragenesis, are not leached by the acid. Arsenic components contaminate the tailings resulting from the chemical process, mainly constituted by gypsum. Sometimes the high arsenic pollution allows characterising the tail as toxic, implying very high disposal costs. In order to avoid this drawback, As content in gypsum was reduced from a level up to 2000 ppm to a value less than 500 ppm after Na₂S leaching. Reagents consumption, pH and pulp density were adjusted in order to obtain a material that does not need to be disposed of in an expensive landfill as it is suitable for use as a cement additive and plaster.     

Beneficiation of colemanite tailings by attrition and flotation

Boron minerals are generally concentrated using attrition methods followed by screening and classification to remove clay minerals in industrial scale. Physical concentration methods are used in Kestelek Boron Mine for the concentration of colemanite. Because of the inefficient process operation, the tailings containing about 20% B₂O₃ are discarded into the tailings pond. In this study, colemanite tailings sample taken from tailings pond was treated using scrubbing + screening followed by flotation to recover the lost boron. As a result of the experimental studies, a concentrate containing 44.5% B₂O₃ was produced with 68.4% B₂O₃ recovery.     

反浮选铁尾矿正-反浮选再选研究

通过正-反浮选联合流程对取自齐大山选矿厂的反浮选尾矿进行了再选试验研究,结果表明,以2,4-二羟基苯甲酸为石英抑制剂、油酸钠为捕收剂,在不加pH值调整剂的条件下,当抑制剂用量为800 g/t、捕收剂用量为550 g/t时,正浮选5 min后,粗精矿中铁的回收率可达78.85%,品位为31.86%。正浮选粗精矿反浮选试验结果表明,当磨矿细度达到95.50%-0.045 mm 时,经过1次粗选、2次精选,1次扫选,可获得精矿铁品位66.17%,铁回收率27.64%的分选指标。     

东鞍山含碳酸盐磁选混合精矿分步与分散浮选协同工艺研究

东鞍山磁选混合精矿主要有用矿物为赤铁矿以及少量的菱铁矿和磁铁矿,脉石矿物主要为石英,铁矿物多呈细颗粒存在,铁在-37 μm粒级分布率达到82.55%。为实现东鞍山含碳酸盐磁选混合精矿中铁矿物的有效分选,采用分步与分散协同浮选工艺进行试验。结果表明：以柠檬酸为分散剂、淀粉为抑制剂、KS-Ⅲ为捕收剂经菱铁矿1次正浮选,正浮选尾矿以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂、KS-Ⅲ为捕收剂经1粗1精2扫赤铁矿反浮选闭路试验,获得了铁品位为67.89%、回收率为69.35%的铁精矿。分步与分散协同浮选通过将分步浮选工艺和分散浮选技术结合起来形成协同作用而对含碳酸盐难选铁矿石产生了较好的分选效果。     

河北某泥化黄铜矿浮选脱泥-微泡浮选试验研究

为提高选别回收率, 采用浮选脱泥、泥砂分选流程对河北某泥化黄铜矿进行了选矿试验研究。对于含泥泡沫, 以CMC与酸化水玻璃为组合抑制剂, 通过一粗三精二扫浮选柱浮选试验, 实现了该泥化黄铜矿的浮选分离, 最终获得精矿铜品位19.79%; 对脱泥尾砂进行后续再磨浮铜探索试验, 最终尾矿品位可降至0.11%左右。     

铝土矿脱硅浮选药剂的应用及研究

概述了铝土矿浮选脱硅药剂的应用现状及抑制剂作用机理 ,分析了一水硬铝石、高岭石、叶腊石和伊利石的晶体结构和表面性质 ,并针对不同的一水硬品石型铝土矿浮选脱硅工艺 ,提出了有机抑制剂的研制思路与要点     

粉煤灰中未燃炭浮选脱除及其影响因素

利用浮选机探索捕收剂与起泡剂用量对粉煤灰浮选脱炭的影响,并确定最佳药剂用量,在浮选机药剂用量的基础上,研究泡沫层厚度和循环压力对旋流静态微泡浮选柱脱炭效果的影响。     

从浮选尾矿中回收萤石的实践

多年的生产实践与试验研究表明,根据原矿性质的不同可综合利用矿产资源。采用合理的选矿流程、混合用药,从沉积多年的尾矿中浮选回收萤石获得了精矿品位为95.5%,回收率为75%的较好生产指标。     

贵州某磷矿正-反浮选试验研究

针对贵州某P₂O₅品位11.68%、MgO含量10.87%的钙镁质低品位磷矿石进行了选矿试验研究。结果表明,通过“正浮选、一粗两扫反浮选”闭路流程,获得了P₂O₅品位28.04%、P₂O₅回收率81.92%、MgO含量0.75%的磷精矿。     

攀西某钛铁矿浮选实验研究

针对攀西某选矿厂强磁钛精矿的矿石性质,采用"H2SO4-Na2SiO3-FW"药剂制度,对TiO2品位22.14%的强磁精矿进行浮选,获得钛铁矿精矿品位TiO247.56%、回收率79.59%的实验指标.     

Flotation of resinite from high ash coal

Selective resinite flotation was studied for high ash coal under different conditions. It was found that both the grade and recovery of the obtained resinite depend on the type of frother used. The grade was improved to reach 80% with a recovery of 70% through wet screening, grinding and pH control.     

从雄黄浮选尾矿中浮选回收雌黄及机理

介绍了采用高效活化剂和捕收剂从雄黄浮选尾矿中浮选回收雌黄的技术。工业试验结果证明：采用该方法可从含雌黄2．71％左右的入选原料中，经过一粗四精二扫的浮选作业，获得含As2S389．68％，回收率71．48％的雌黄精矿。应用结构化学、溶液化学、溶度积假说和“矿物浮选与化学元素周期表”理论讨论了其浮选作用机理。     

萤石浮选尾矿中锂的分选工艺研究

对某萤石浮选尾矿中的锂进行了综合回收利用试验研究。对该矿样进行重选脱泥后,以十二胺为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂进行浮选,经一次粗选、二次精选和二次扫选,可获得Li₂O品位3.89%、回收率56.69%(作业回收率67.89%)的锂精矿。     

磁选—反浮选回收某铜冶炼渣选铜尾矿中的铁

为了回收某铜冶炼渣中的铁, 在工艺矿物学研究基础上, 进行了磨矿—弱磁选—反浮选技术研究。研究结果表明, 样品中Fe含量高达47.14%, 主要赋存于磁铁矿和含铁硅酸盐中, 分布率分别为53.01%、44.38%。在磨矿细度-0.030 mm占95.31%时, 采用弱磁选—反浮选工艺, 可获得产率35.51%、TFe品位62.71%、铁回收率47.03%的铁精矿; 尾矿可作为水泥铁质调整料销售。最终实现铜渣中铁金属的综合回收及无尾排放。      

用浮选法回收细粒炭中的金

美国阿拉斯加州费尔班克斯附近的 FortKnox矿于 1 997年正式投产 ,该矿储量 1 .47亿t,平均含金 0 .85g/ t。日产 3.6万 t矿石 ,实行36 5d/ a工作制度 ,设备利用率达 94%。Fort Knox金矿床位于多相花岗岩中。金赋存于乳白色石英网状脉与充填石英的花岗岩裂隙中 ,金的嵌布粒度通常在 1 0 μm以下。露天矿采出的原矿在采场附近的旋回破碎机中粗碎至 2 0 cm后由胶带运输机送至 0 .9km外选厂的粗矿储矿场。粗矿石由取料机取出后运至一台 1 0 m× 4.5m的半自磨机。半自磨机的+ 1 2 .5mm排矿经一台 2 m圆锥破碎机破碎后返回半自磨机 ,-1 2 .5m粒…     

从某金尾矿中浮选回收金

某金矿尾矿库内堆存有金品位为0.70 g/t的尾矿约100万t,尾矿粒度粗细不均,+150μm占46.25%、-74μm占26.50%,金在粗、细粒级有一定程度的富集。为了开发该二次资源,进行了浮选选金试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占80%的情况下,以硫酸为矿浆pH调整剂、硫酸铜为活化剂、Y89黄药为捕收剂,采用2粗2精1扫、中矿顺序返回流程处理,可获得金品位为30.88 g/t、金回收率为59.11%的金精矿。     

从龙泉浮选尾矿中回收萤石

试验所用浙江龙泉萤石尾矿有用矿物为萤石,脉石矿物以石英为主,并有方解石及少量的绢云母、铁质物.采用高效萤石捕收剂KY-2以及粗精矿再磨、6次精选、中矿返回再磨工艺流程能取得较好的选矿指标:CaF2品位为98.40％,二氧化硅为0.75％,CaF2回收率为93.24％.     

贵州某硅-钙质胶磷矿双反浮选试验研究

针对贵州某硅-钙质胶磷矿,采用双反浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm粒级占82.50%,粗选捕收剂YW-01用量1.4 kg/t、调整剂硫酸用量14 kg/t,精选捕收剂SEA用量0.5 kg/t条件下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可得到P₂O₅品位30.54%、回收率88.59%、MgO含量0.81%、SiO₂含量12.28%的磷精矿。     

利用反浮选对黄铁矿进行脱砷研究

硫砷分离一直是选矿界所面临的难题之一。本文研究了氧化钙、铜离子、栲胶及丁基黄药对黄铁矿和毒砂单矿物浮选的影响 ,提出了抑硫浮砷的分离方案 ,并利用实际高砷硫精矿进行验证 ,取得了一定效果 ,为黄铁矿脱砷提出了一条新思路。     

江西某铜铅混合精矿浮选分离试验研究

对江西某铜铅混合精矿进行了浮选高效分离试验研究。铜铅混合精矿经活性炭脱药-再磨-铜铅分离工艺流程, 在新型组合抑制剂TPF+CMC、铜高效硫胺酯捕收剂Lp-1^#作用下, 获得了铜品位23.56%、铜作业回收率84.69%、含金0.95 g/t、金回收率93.12%、含银2 150 g/t、银回收率62.13%的铜精矿, 和含铅40.03%、铅回收率81.94%、含银2 800 g/t、银回收率37.87%的铅精矿, 铜铅分离效果良好。