强磁选-重选联合工艺回收尾矿、尾渣中铁的研究

采用SLon立环脉动高梯度磁选机强磁选和离心机重选联合工艺,可有效回收选矿尾矿、赤泥、浸金尾渣和焙烧中矿的铁资源.研究表明,SLon立环脉动高梯度磁选机在背景场强为0.7~0.9 T时强磁粗选抛尾;再对粗选精矿采用离心机在转速为400 r/min,洗涤水为2400~2600 mL/min进行精选,可以得到TFe品位60%以上的铁精矿,且有较高的精矿回收率.     

氰化尾渣提金预处理试验研究

针对某选矿厂高硫高砷难处理金矿石经两段焙烧—氰化浸金后产生的尾渣,根据其性质分析,采用硫酸浸铁—硫脲浸金工艺进行提金试验研究。其结果表明:在最优浸铁条件下,即浓硫酸用量45 m L、温度80℃、时间4 h、液固比4∶1,产出的浸铁渣再进行硫脲浸金,铁和金的浸出率分别达到60.37%和63.44%;这表明采用该工艺可有效地从该氰化尾渣中浸出回收金。     

氰化尾渣硫脲浸金试验

采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1～1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。     

火试金法测定渣选尾矿中的金量

针对闪速炼铜过程中转炉渣、闪速炉渣等再进行浮选后,其尾矿中低含量金分析方法进行探讨,确定通过加大称样量,湿法处理,活性炭吸附-火试金法和火试金重量法都可以准确测定尾矿中金含量,火试金重量法更加快速、便捷。     

用氰化尾液浸出尾矿回收金

乳山金矿,原矿品位8g/t以上,在浮选过程中,金在铜精矿中97%,在硫精矿中占2.8%,尾矿金在0.2～0.55g/t左右.铜精矿销售冶炼厂,硫精矿氰化冶炼为成品金,尾矿排放入尾矿库,年产尾矿3万t以上,金属量为300两左右,年排放氰化尾液1万t,金属量为30两.     

某尾渣硫脲浸出金试验研究

对某尾渣,在比较了硫脲、硫氰酸铵、硫代硫酸钠浸金效果的基础上,选择硫脲为浸出刺。试验通过优化浸出条件,确定硫脲质量浓度为15g／L、硫酸用量为55mL、液固比为3、搅拌浸出3h,金的硫脲浸出率可达到93．50％。试验还考察了硫脲溶液循环使用效果,可在一定程度上降低浸金过程中硫脲的消耗。     

某金矿石浸渣浮选精矿预氧化及氰化提金研究

某金矿石氰化尾渣浮选精矿难浸,在<37μm占99.5%的磨矿细度下氰化浸出24h,金的浸出率仅有3.95%。采用常温常压碱性强化预氧化工艺处理后,金的浸出回收率提高到85.85%,炭吸附率99.62%。     

废铜冶炼渣浮选尾矿氨浸试验

采用氨浸工艺选择性浸出废铜冶炼渣浮选尾矿中的铜。结果表明：在NH3?H2O浓度2 mol/L、液固比7 mL/g、温度30 ℃、搅拌速度400 r/min、浸出反应时间60 min的条件下,铜浸出率为53.20%,浸出渣铜品位为0.39%。浸出前后矿石颗粒大小以及形貌没有发生很大变化,浸出后矿石粗颗粒表面附着的细颗粒比浸出前减少。     

堆浸尾渣和炭浆尾矿排水固结堆排方法的研究

根据我矿的堆浸尾渣和炭浆尾矿的物理力学性质,应用有效应力原理,提出了有别于的新尾矿坝堆排工艺,该工艺的要点是应用渗透系数很大的粗粒堆浸尾渣,堆筑成高15m的透水坝;在透水坝围成的库区内,注入沉淀速度很快的细粒炭浆尾矿,细粒尾矿靠自重脱水、固结;当固结强度达到一定程度后,在其上堆排一层粗粒堆浸尾渣,通过粗粒尾渣的重力作用,进一步加速细粒尾矿的固结;最后形成稳定的多台阶的粗、细矿相间的尾矿堆置场。     

强化生物浸金剂的浸金性能研究

以汞碾后的尾矿 (金品位为 2 7.0g/t)为试验样 ,在已研究成功的生物浸金制剂基础上 ,进行化学配合剂强化生物浸金剂的浸金性能研究。加入WH2 配合剂后使生物制剂用量从单独作用时的 70 %降为 1% (v/v) ;浸出时间由 72h缩短为 18h大大提高了浸金速度。在所选定的浸出条件下 ,该金矿样金的浸出率达到 93% ,而药剂总成本则降低了 80 %左右     

从选铁尾矿中回收白钨选矿试验研究

对某选铁尾矿中的白钨进行了综合回收试验研究。根据试料性质,采用了弱磁选-重选-强磁选、弱磁选-重选、弱磁选-重选-浮选等3种方案进行白钨选矿试验,最终确定弱磁选-重选-浮选工艺。试验结果为铁精矿品位Fe65.89%,回收率22.07%,钨精矿品位WO351.64%,回收率为10.94%的分选指标。     

贫赤铁-黄金尾渣悬浮态磁化焙烧选矿试验

针对河南黄金尾渣中低品位、难选的赤铁矿,采用悬浮态磁化焙烧-磁选工艺和阶段粉磨-磁选工艺流程对该黄金尾渣进行选矿试验,并取得了良好的效果:原矿铁品位只有27.30％,在焙烧温度750～850℃、焙烧时间2～3 s的煤基直接还原和一定的粉磨-磁选条件下,获得铁品位56.05％、回收率77.51％的铁精矿.分析了影响焙烧磁选的主要因素.     

从铜尾矿中回收白钨的选矿试验研究

依据某矿山的矿石性质,进行了原矿化学分析与白钨矿单体解离度测定,测定该选铜尾矿含WO30.21%,S6.09%,试验研究以原矿工艺矿物学研究结果为基础,采用先脱硫再浮选的选矿工艺流程回收钨。试验结果表明:铜尾矿磨矿细度为-0.074 mm含量75%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选脱硫工艺流程,可获得含硫48.98%、回收率98.15%的硫精矿;选硫尾矿通过两次钨粗选,两次钨扫选,五次钨精选的闭路浮选流程获得含WO355.88%,WO3回收率为80.35%的白钨精矿。     

曲靖铁矿石分选规格矿尾矿的选矿试验研究

通过对曲靖铁矿石两种分选矿尾矿的性质进行研究，提出了分选尾矿的方案，对＋0．28mm各粗粒级粉矿进行干式强磁分选，对-0．28mm拟采用湿式强磁选。本文对影响干式强磁分选的主要因素磁场强度和极距进行了试验研究。研究结果表明，随着粒度组成的变化，磁选时所需要的最佳场强是不同的，随着粒度增大，所需的磁场强度增大；随着粒度组成的变化，磁选时所需要的最佳极距也是不同的；随着粒度增大，磁选时所需要的极距也增大。     

全尾砂物理特性对絮凝沉降性能影响规律的研究

随着浅部矿产资源的日益枯竭,矿山开采深度逐渐增加,而深部开采环境非常复杂且开采难度更大,加之我国对环境保护工作的高度重视,充填采矿法逐渐成为我国矿山首选的采矿方法.为研究尾砂物理特性对絮凝沉降性能的影响规律,开展了粒级组成、比重对尾砂沉降效果影响的静态絮凝沉降试验.研究结果表明:尾砂的中值粒径与沉降速度、底流浓度成正相...     

全尾砂絮凝沉降试验研究

选矿厂直接出来的全尾砂,大多含粒径小的细颗粒,这就造成了全尾砂自然沉降速度慢的现象,因此需要将絮凝剂添加到全尾砂浆中进行沉降。研究以某矿山的全尾砂为例,选择4个不同厂家,共计12个类别的絮凝剂开展了絮凝剂选型试验研究,对絮凝剂沉降过程的原理进行了分析,优选出与该矿山全尾砂匹配度最佳的絮凝剂,然后深入研究了该絮凝剂添加量不同对沉降过程的影响,得出适合某矿山的絮凝剂是Ⅺ,最佳添加量为25 g/t。该全尾砂絮凝沉降试验方法可供类似矿山参考运用。     

从硫尾矿中回收低品位白钨矿粗选试验研究

白钨浮选技术是当前钨领域中的研究热点之一。本文对柿竹园硫尾矿进行了白钨矿综合回收粗选试验研究,进行了"GY法"、"低碱度731法"、"高碱度731法"浮选工艺对比试验。结果表明:"高碱度731法"比较适合该矿体白钨矿浮选,对于钨给矿WO_3品位0.20%的脱硫尾矿,采用"高碱度731法",以NaOH作为矿浆的pH调整剂,水玻璃作为脉石矿物的抑制剂,731为捕收剂,经过一粗两精三扫的粗选闭路试验流程,获得白钨粗精矿WO_3品位6.43%、作业回收率为80.54%的选别指标。     

回收某硫化矿尾矿中白钨的选矿试验研究

某硫化矿尾矿中含WO_30.41%,其中白钨矿含WO_30.29%,并含有少量黑钨矿。该尾矿粒度较细,矿物基本单体解离,为了综合回收利用其中的钨资源,不造成资源浪费,试验采用"预先脱硫—强磁选富集黑钨—白钨浮选"的工艺流程,综合回收其中的钨矿,白钨浮选流程采用碳酸钠作为调整剂、CMC和水玻璃作为抑制剂、硝酸铅作为活化剂、ZL和GYB作为组合捕收剂的药剂制度。试验结果表明,经过一粗三精二扫的白钨粗选流程和一粗五精三扫的加温精选流程,可以得到含WO_3品位为62.37%,回收率为66.67%的白钨精矿,为该低品位含钨尾矿开发利用提供借鉴。