尾矿再选回收金锌的试验研究

针对多金属硫化矿选矿尾矿进行了浮选工艺再选回收金、锌的试验研究。采用一次金粗选、一次金扫选、三次金精选、一次锌粗选、一次锌扫选、三次锌精选闭路流程,得到了金精矿含金27.25g/t、回收率86.03%以及锌精矿含锌56.84%、回收率79.90%的技术指标。     

回收磁选尾矿中锌的试验与生产实践

通过多次试验和研究，选择合理的回收方案、药剂和工艺流程，并进行生产回收磁选尾矿中的伴生闪锌矿，为矿山创造了可观的经济和社会效益。     

从尾矿及炉渣中回收金的试验研究

湘西金矿老尾矿，低度钨加工尾矿及矿山冶炼厂锑金鼓风炉炉渣中的均含有２－５ｇ／ｔ的金，系难选物料，收金试验取得了较好的选用指标。     

从尾矿中回收金

用湿式强磁选或氧化石蜡皂浮选可从小秦岭地区浮选、混汞-浮选的尾矿中回收相当数量的金。中间试验表明,强磁选可选出含金9-10克/吨、回收率为42%的金精矿,磁选精矿适于用全泥氰化法处理。     

从库存金尾矿中回收金的试验研究

河南金渠黄金股份有限公司金渠金矿已闭库的马桥沟尾矿库存有尾矿180万t左右,平均金品位达0.87 g/t。为开发利用该尾矿,对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,在-200目占78%的再磨细度下,采用丁基黄药+丁铵黑药作为联合捕收剂,辅之以硫酸铜的活化作用,经一粗二精二扫闭路浮选,可从该尾矿中获得金品位为12.49 g/t,金回收率为81.36%的金精矿。     

某金矿尾矿浮选回收金试验

某金矿尾矿平均金品位较高,载金矿物嵌布粒度细,分选较困难,为有效回收利用进行了浮选试验,在磨矿细度为-0.074 mm 75.2%时,采用SOH+丁铵黑药作为联合捕收剂,通过2次粗选、粗精矿合并再磨精选工艺流程,获得了金品位为13.00 g/t、回收率为63.80%的金精矿。     

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿,硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低,并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下,采用一粗三精一扫,中矿按顺序返回的闭路流程,其中扫选不添加石灰,其他药剂减半,三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值,最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标,实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响,试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮,显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验,锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂,其分子头基有硫亲固原子,通过水解产生R-CSS^-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu²⁺和F...     

从选钼尾矿中回收金云母试验研究

以辽宁某钼矿选矿厂尾矿产品为研究对象,利用浮选方法分选出金云母精矿,从选矿生产方面对该尾矿中金云母浮选可行工艺进行了分析,经过1次精选、1次扫选即可实现精选金云母回收率40％、品位9.5％以上,扫选金云母回收率20％、品位7.0％以上.本试验研究对选钼尾矿综合利用以彻底消除尾矿库库满的隐患,为选钼尾矿金云母的浮选实践提供了理论和试验依据.     

锌硫分离尾矿回收锡的磁选试验研究

针对某锡多金属硫化矿锌硫分离尾矿锡损失率较高的问题,对锌硫分离尾矿进行回收锡试验研究。通过方案对比,确定了采用简单的磁选方案脱除尾矿中磁黄铁矿和黄铁矿,可达到富集锡的目的。实验室试验可获得锡品位1.65%、锡作业回收率63.10%的锡精矿;该工艺成功实现了工业化应用,工业生产上可获得锡金属富集比为1.39和对原矿回收率4.94%的锡精矿,经济效益显著。     

某赤铁矿尾矿的再选试验研究

为了缓解我国铁矿资源短缺的压力,对某赤铁矿尾矿进行了再选研究。根据其矿石性质,进行了磨矿条件试验、对磁选获得磁选粗精矿进行L_9(3~4)正交试验确定反浮选试验的最佳浮选条件。试验结果表明,采用"磨矿-一段弱磁-一段强磁—阴离子反浮选"工艺,可将入选尾矿的品位从21.79%提高到65.42%,回收率达到84.69%,获得品位较高的铁精矿,实现了资源的有效利用。     

提高安徽某金矿金回收率的试验研究

试验表明影响某矿金浮选指标的两个主要因素为磨矿细度和浮选pH值;利用金矿物浮选速度的差异,提出了快速浮选流程内部结构改进方案,使金精矿品位提高了0.97g/t,回收率提高了4.40个百分点。     

氰化尾渣中铅锌分离试验研究

在充分考虑氰化体系中各种金属离子及其络合物对浮选的影响基础上, 以碳酸钠+硫酸亚铁+硫酸锌为锌的组合抑制剂、以乙硫氮作捕收剂, 从铅尾中优先浮铅, 用硫酸铜活化、双氧水破坏游离氰根及其络合物、CMC抑制铅矿物及脉石矿物从铅尾中浮选回收锌, 获得了铅品位为49.93%、含锌5.22%、铅回收率为82.69%的铅精矿和锌品位为48.86%、含铅2.23%、锌回收率为85.75%的锌精矿, 实现了氰渣中铅锌的有效分离。     

某金矿尾矿浮选回收金工艺研究

某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明：在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。     

某选金尾矿中综合回收重晶石试验研究

某选金尾矿中含有29.20%的重晶石,为了实现资源的综合利用,在工艺矿物学研究的基础上,通过初步的重选、浮选工艺对比,确定采用浮选工艺流程。采用碳酸钠、水玻璃和六偏磷酸钠作为调整剂,BK409G作为捕收剂,通过两次粗选、四次精选和两次精扫选获得重晶石精矿的BaSO4品位为91.14%、回收率为85.84%的较好指标。     

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。     

从尾矿中回收钛铁矿的试验研究

攀枝花某钛铁矿选矿厂尾矿库中尾矿TiO₂和TFe品位分别为10.28%和10.38%,采用弱磁选铁-强磁预富集钛-浮选工艺回收其中的铁和钛。弱磁选铁可获得铁品位57.5%、回收率22.19%的铁精矿;弱磁选铁尾矿经强磁预富集得到TiO₂品位15.63%、回收率79.69%的强磁钛粗精矿;强磁钛粗精矿经一次粗选一次扫选四次精选浮选闭路试验可获得TiO₂品位45.97%、对强磁钛粗精矿回收率76.32%、对尾矿库尾矿回收率60.82%的钛精矿。该工艺实现了钛铁矿尾矿二次资源的综合利用。     

某氰化提金尾矿综合回收金的试验研究

论述了采用浮选工艺流程，对某矿山现场生产过程中经过氰化浸金以后、尾矿处理之前的生产尾矿进行了实验室试验研究，通过不同条件和闭路试验研究表明：采用两粗两扫两精的原则浮选工艺流程，取得效理想的金精矿品位试验指标，有效地回收了该氰化尾矿中的有价元素金。     

某氰化尾渣中铅、锌和铜的综合回收研究

对含有铅、锌和铜等有价金属的某氰化尾渣,采用预处理—铅锌混合浮选—预处理—铜浮选工艺,开展了详细的综合回收利用研究。研究结果表明,采用H2SO4活化预处理,在pH 8、丁基黄药用量为100 g/t时可获得Pb品位为10.87%、回收率为71.76%,Zn品位为31.89%、回收率为92.46%的铅锌混合精矿;采用现场选硫循环水对铅锌混合浮选尾矿进行洗涤,在pH 6、丁基黄药用量为50 g/t时得到了Cu品位为13.41%、回收率为33.39%的铜精矿。该工艺显现出了良好的经济效益和社会效益。     

从铜矿尾矿中回收重晶石的实验研究

为实现浙江平水铜矿无尾矿生产, 针对尾矿的性质, 展开了从尾矿中回收重晶石的研究。由筛析结果可知, 尾矿中的重晶石主要富集在细粒级, 因此直接采用-0.074 mm粒级进行浮选重晶石的研究。先进行脱硫, 脱硫后的尾矿浮选回收重晶石。原硫酸钡品位为11.53%时, 以碳酸钠为调整剂, 硅酸钠为抑制剂, 十二烷基硫酸钠和油酸为捕收剂, 可获得硫酸钡品位91.68%, 回收率80.41%的重晶石, 有效回收了尾矿中的重晶石, 为无尾矿生产提供有力的技术支持。