某极低品位难选氧化锌矿选矿试验研究

为综合回收某极低品位难选氧化锌矿,在探索试验的基础上确定了反浮选工艺。试验分别考查了再磨磨矿细度、抑制剂用量及捕收剂用量等条件对浮选指标的影响。闭路试验结果表明,采用反浮选工艺进行氧化锌选别,在磨矿细度为-0.038 mm占68%,水玻璃用量为50 g/t,硫化钠用量为250 g/t,捕收剂Pr用量为80 g/t的条件下,对含Zn 1.99%的给矿进行闭路试验,可获得锌精矿Zn品位16.22%、Zn回收率76.29%的良好指标。研究结果可为极低品位难选氧化锌的浮选回收提供借鉴。     

贵州某含铁泥化氧化锌矿的浮选试验研究

针对贵州某地含铁泥化氧化锌矿的特点, 采用硫化-胺法浮选工艺进行了试验研究。结果表明, 在不脱泥的情况下, 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占84%, 矿浆pH=10.5左右, 分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t, 抑制剂水玻璃和淀粉的总用量为700 g/t, 硫化剂硫化钠用量为7 kg/t, 捕收剂十八胺的用量为150 g/t时, 在锌给矿品位为6.54%条件下采用一粗三精两扫工艺, 可获得锌品位36.58%, 回收率为82.27%的锌精矿, 有效实现了氧化锌的浮选。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

某低品位氧化铅锌矿中银的浮选回收试验

云南某低品位氧化铅锌矿中银具有回收价值,品位为128 g/t,且矿石嵌布粒度细、氧化程度高、泥化严重,选别困难。为代替浸出工艺,进行浮选回收银的试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 85%,捕收剂SHDA用量300 g/t和硫化钠用量1 kg/t、丁基黄药用量500 g/t的条件下,原矿经SHDA浮选—硫化-黄药法浮选—浮选尾矿磁选联合流程处理,可获得银回收率61.06%的综合精矿,并伴随回收了铁、铅、锌,可为选矿工艺流程的确定提供参考。     

萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

从某铅锌尾矿中回收氧化锌的选矿试验

云南某铅锌矿尾矿中含6.89%的锌,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌为闪锌矿,氧化锌大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究,结果表明该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前预先重浮联合脱泥)”流程回收锌,最终闭路试验可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。     

多金属尾矿中银铅综合回收试验研究

河南某多金属矿山调查发现该矿山尾矿中银铅含量较高,达到综合回收标准。因此,对该多金属尾矿进行浮选试验研究,确定了浮选工艺参数为:软水剂用量200g/t、硫化钠用量3000g/t、水玻璃用量2000g/t、捕收剂Ⅲ用量60g/t;一段精选抑制剂用量600g/t,经一次粗选、两次扫选和三次精选浮选闭路流程获得了Ag品位为1417.35g/t、Pb品位20.59%、Ag回收率50.16%、Pb回收率51.81%的精矿产品。     

某氧化铜矿石硫化浮选试验

某氧化铜矿石铜品位为3.99%,氧化率73.5%,铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜,对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂,戊基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明,硫化钠用量为1 500 g/t,不采用强化硫化药剂,分两次加药、加药量比为3∶1时,磁场强度为1 240 k A/m时,浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验,最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1,铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。     

异极矿氧化锌矿石浮选试验研究

针对云南某地氧化锌矿石褐铁矿含量高、氧化锌以异极矿为主的特点,考察了脱泥条件、硫化钠用量、分散剂种类和用量以及胺种类和用量对异极矿浮选指标的影响。试验结果表明,预先脱泥能够有效改善氧化锌矿石浮选指标。在预先脱除-11μm矿泥,六偏磷酸钠1.67 kg/t,十八胺1.43 kg/t,硫化钠14.28 kg/t的条件下,异极矿氧化锌的浮选回收率可以达到89.15%,对原矿的总回收率达到64.28%,锌精矿品位达28.72%。     

广东某难选铅锌矿浮选试验研究

广东某铅锌矿石为含炭的难选氧化铅锌矿,根据该矿石的特点,确定了"硫化矿优先浮选-脱泥-氧化矿浮选"的试验方案,其中硫化矿浮选采用硫酸铜作活化剂,丁黄为捕收剂,氧化矿浮选采用硫化钠作硫化剂,再用长链的仲辛基黄药作捕收剂,最终获得了含铅品位11.65%、铅回收率31.14%和含锌品位46.37%、锌回收率73.99%硫化矿精矿,以及含铅27.05%、铅回收率39.63%和含锌品位3.12%、锌回收率2.73%的氧化矿精矿,铅总回收率为70.77%,锌总回收率76.72%。