回收尾矿中氧化铅锌矿物试验

<正> 金沙铅锌矿近十年来,由于矿山地质资源的变化,铅锌氧化率逐渐上升,金属回收率大幅度下降,大量金属流失于尾矿。针对这种情况,该矿采用浮选法回收尾矿中的氧化铅锌矿物,取得了较好的效果。该矿尾矿含铅1.57%、锌1.94%、银31.02克/吨,氧化率铅84.85%、锌88.84%。试验采用一段磨矿(80%-200目)、一次粗选,两次扫选、三次精选流程,药剂制度为(克/吨):六偏磷酸钠150、水玻璃100、硫化钠4000、混合胺60、松醇油20。获得的铅锌混合精矿产率5.35%,品位铅15.9%、     

氧化锌矿石浮选研究

试样采自湖南省某氧化锌矿,主要氧化矿物有异极矿、菱锌矿、自铅矿等,脉石矿物有石英、白云石、方解石等。浮选试验采用单元试验法,根据单元试验确定的最佳粗选条件,经系统的精选试验后,制定最终工艺流程为一次粗选、二次扫选、粗选精矿和扫选工精矿混合后进行三次精选得出最终锌精矿和尾矿。药剂制度为粗选加水玻璃1500克/吨,硫化钠6000     

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。     

复合的硫化-氧化矿石的浮选

低品位多金属硫化-氧化矿用浮选方法,以硫酸化或磺化的药剂为捕收剂,无需预先脱泥,生产含铅、银、锡、锑、锌和铜硫化物与锡、钨、钽和钛氧化物的复合精矿。如用烷基磺酸盐(600克/吨)为捕收剂、Na_2SiF_6和NaCN(分别为500克/吨和250克/吨)为抑制剂,以浮选方法富集玻利维亚的含Fe22.5％、SnO_235％、S24.5％、Al_2O_3     

日本赤金矿低品位铋钨矿石的选矿

本文介绍日本岩手县的赤金铜选矿厂从浮选尾矿中回收自然铋和白钨矿的基本研究的试验结果和半工业性工厂的操作数据。供给试验系统的铜尾矿,主要是由石炭纪石灰岩和花岗岩(花岗闪长岩)所组成,并混有矽卡岩矿物,例如石榴石,它含金0.4克/吨、银4克/吨、0.025%铋和0.025%WO_3。尾矿矿浆用旋流器脱泥,再给入混合浮选系统,泡沫产品含有0.3%铋和0.3%WO_3及磁黄铁矿与方解石。药剂采用油酸和煤油。泡沫产品通过串联配置的詹姆斯(James)摇床,摇床精矿中的磁黄铁矿,用强磁选机除去。非磁性物料是铋一钨混合精矿,它含30%铋和30%WO_3以上。混合精矿用高压釜浸出。在碱性溶液中,白钨矿被分解而自然铋部分地被氧化。然后将矿浆过滤,并用常规方法从滤液中沉淀白钨矿,它含75%以上的WO_3;残渣是铋精矿,它含45%铋、500克/吨金和1000克/吨银。     

回收低品位矿石与二次资源中有用元素的研究与结果

本文研究了从铁和铜矿石的富集尾矿(含铁11.9%和4.47%)、炉渣浮选尾矿(含铁10.12%)以及低品位铁矿石中回收铁的磁选方法。在最佳的240千安/米磁场强度下,处理铁矿石尾矿,产品中铁含量为52.86%;对于铜矿石和炉渣浮选尾矿以及低品位铁矿石,最佳的场强是80千安/米,产品中铁含量分别为56.07%、45.89%和40.40%。用浮选方法从铜矿石浮选尾矿中回收了贵金属、(Au 0.34克/吨、Ag 4.10克/吨),最终产品中含金12.4克/吨、银71.94克/吨。     

高炉布袋除尘灰浮选脱锌及尾矿应用分析

为综合利用龙钢炼铁厂中的高锌含量高炉布袋除尘灰,对原料进行了矿物成分分析。结果表明,该除尘灰中锌含量为6.39%,锌主要以氧化锌形式存在。采用硫化-黄药浮选脱锌工艺,确定了最佳工艺参数为硫化钠3 kg/t,水玻璃1 kg/t,六偏磷酸钠2 kg/t,硫酸铜500 g/t,丁基黄药800 g/t,分析了各药剂用量对浮选后精矿中锌指标的影响规律。试验获得锌品位13.44%,锌回收率78.34%的精矿和锌品位0.28%,全铁品位51.73%的尾矿,尾矿锌含量大幅降低,满足作为炼铁原料的技术指标。     

某铅锌矿选矿工艺试验研究

该铅锌矿为深度氧化矿石,其中铅的氧化率达38％,锌的氧化率达49％,众所周知,铅锌的氧化矿物较难回收利用,试验表明采用优先浮选铅再浮选锌的浮选工艺,流程合理,技术指标较高,闭路试验可获得含铅大于70％、锌小于3％的高质量硫化铅精矿,含锌大于53％、铅小于1％的硫化锌精矿,达到铅锌分离的目的。硫化铅浮选尾矿经浮选脱除氧化铅,以降低锌入选原料的含铅量,为降低锌精矿中铅的含量创造了条件;氧化锌采用重选回收,工艺可行。     

文摘与简讯

加温搅拌氧化法分选铜锌日本释迦内复杂硫化矿(铜、铅、锌)选矿厂采用了铜锌反浮选(或称加温锌浮选)方法在现场试验成功,并实现于生产。该厂月处理矿石35000吨,分两个系列进行生产,加温锌浮选的对象则是混选精矿经优先分选铅以后的尾矿(铜-锌粗精矿)。首先进行了小型试验,初步检定了下列的适宜条件:加温前pH值-12.2;处理温度-60℃;加温时间-50～60分;浮选pH值-8.3;硫酸铜添加量-4.0公斤/吨。以     

某地区磁黄铁矿型铅锌硫化矿浮选试验研究

对某地区难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿开展了铅、锌综合回收工艺试验研究。以新型酯类铅矿物捕收剂ZQ-11与25^#黑药组合作铅捕收剂浮选铅矿物,铅浮选尾矿进行磁选脱硫,脱硫尾矿以丁基黄药作捕收剂浮选锌矿物,在原矿铅品位1.84%、锌品位4.53%情况下,闭路试验获得了铅品位62.57%、含锌3.30%、铅回收率89.49%的铅精矿和锌品位43.37%、含铅1.01%、锌回收率85.79%的锌精矿,实现了难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿的有效回收。     

氧化带矿石中银金的浮选研究

<正> 银主要产自铅、锌、铜、镍矿中。世界45％,苏联50％以上的银来源于铅锌多金属矿床中,其次是铜矿和铜镍矿及金矿床中。我国也是如此,三分之二的银是从伴生铅锌矿中回收的。银金矿以及银金和铜、铅、锌等多金属矿共生的矿石,常采用浮选法进行回收。本文介绍某矿床氧化带矿石中银金的浮选实例,并着重介绍羧甲基纤维素浮选银金的效果及高浓度低矿液面浮选银金的工艺。试样以羧甲基纤维素和氢氧化钠为调整剂,丁基黄药和二号油为捕收剂和起泡剂,进行银浮选,银金粗精矿用丁基黄药进行精选。获得了矿物回收率很高(90.04％)的银金精矿,含银16005克/吨,回收率63.55％;含金57.75克/吨,回收率80.65％。铂族     

极低品位泥质难选氧化锌矿浮选试验研究

新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。     

矿石热处理后浮选氧化铅-锌矿石

浮选硫化铅锌老尾矿,由于菱锌矿和白铅矿中原生的闪锌矿和方铅矿深度氧化和物相变化,极难选别,这种老尾矿含锌2.9％,含铅0.75％(总的)。用硫化钠硫化后加黄药浮选的选矿结果不令人满意,作者提出一种方法,即将矿石在350～400℃下添加元素硫0.5～1.5％焙烧。焙烧产品然后用一般的方法加300克NaEX、500克Cu_2SO_4和80克松油(吨)浮     

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     

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。     

贵州某锌尾矿可选性试验与综合利用

贵州某锌尾矿锌品位0.49%,Ca O品位26.62%,硫品位4.42%,主要矿物白云石占85%。68.04%的锌赋存于氧化矿中,多分布于-0.074 mm粒级中。为探索该锌尾矿再利用的可能性,进行可选性试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 91%的条件下,1粗1扫硫化矿浮选—氧化矿1粗1扫加温硫化浮选工艺流程可获得锌品位1.31%、回收率53.15%的锌精矿,达到锌硫化矿最低工业利用品位,但锌回收指标不理想,且流程复杂、成本高,不宜通过选矿回收锌。通过磁选、浮选等除铁后,白云石精矿可作为冶金熔剂、耐火材料等原材料,尾矿可用于生产硫酸。该综合利用方案可用于该锌尾矿的资源化利用,对于减少尾矿堆存量、提高资源利用率具有一定的参考价值。     

黑龙江某难选锌铁矿浮选-磁选联合选别工艺研究

黑龙江某锌铁矿石由于矿物组成复杂,且毒砂等含砷矿物含量较高而难以有效回收利用。针对该锌 铁矿的矿物组成及粒度嵌布特征,开展了优先浮选闪锌矿、浮选尾矿进行磁选回收磁铁矿的工艺流程试验。结果 表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占 75% 条件下,以硫酸铜为活化剂、亚硫酸钠为抑制剂、硫氨酯为捕收剂,经过 1 粗 3 精 2 扫的闭路浮选工艺流程,可以获得 Zn 品位 47.45%、Zn 回收率 94.31%、As 品位 0.13% 的锌精矿,同时获得 Fe 品 位 31.84% 的锌浮选尾矿;将锌浮选尾矿在磁选粗选磁场强度 79.6 kA/m 条件下经过 1 次磁选粗选,粗精矿再磨至细 度-0.038 mm 占 85%,经磁场强度条件下 55.7 kA/m 二次磁选,可以获得 Fe 品位 67.54%、Fe 回收率 50.81%、As 品位 0.06%、S 品位 0.28% 的铁精矿。试验结果可为复杂难选锌铁矿石的有效回收利用提供依据。     

酸性矿浆中分离萤石与重晶石

<正> 刘家坪铅锌萤石矿矿床属中温热液裂隙充填矿床。选矿生产主要回收的金属矿物有方铅矿、闪锌矿,次为白铅矿;综合回收的非金属矿物为萤石。主要脉石矿物为石英,其次为高岭土、绿泥石、绢云母等。由于原矿重晶石含量较高(7.4—10%左右),浮选萤石时,大量重晶石进入萤石精矿,严重影响萤石精矿质量。为此,我们参考有关资料,通过多次试验,采取在酸性矿浆中分选萤石与重晶石,取得了较好的成绩。浮选给料为铅锌优先浮选尾矿,流程为一次粗选,七次精选,中矿顺序返回的流程。药剂制度为:给料用硫酸调至矿浆pH为5—5.5,加水玻璃200—250克/吨,再加菜籽油皂化液320克/吨进行粗选,在粗选第一槽加六偏磷酸钠20克/吨抑制片     

改进波兰Zn—Pb选矿工厂工艺流程,降低浮选尾矿中的损失并生产出钙镁肥料

波兰硫化铅锌矿（含有一定量的氧化矿）是用生选和选择性来处理的，从重选回路中产出的尾矿被用作混凝土的石料，迄今为此，浮选尾矿还未利用，系统的调查研究发现：方铅矿过磨而与此同时闪锌矿欠磨。由于矿物不同的特性，使之具有相反的指标。已发现采用下列措施可以改进选别指标：放粗浮选给矿磨矿粒度（放铅矿不过磨）、锌浮选尾矿进行分级、对粗粒部分再磨，对磨后矿物进行铅和锌的扫选、扫选精矿返回原流程。这样可降低铅和锌的     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。