回收超细粒级黄铁矿的试验研究

回收超细粒级中的黄铁矿的试验研究主要通过加酸活化、优化工艺条件,采用常规浮选方法对选硫作业的尾矿溢流样进行了试验研究。原料粒级在-600目以下、硫品位30.11%的情况下,获得品位50.77%、回收率71.93%高品位的硫精矿。此品位的硫精矿制酸后产生的炉渣含铁达到63%以上,可以作为钢铁生产原料。     

提前充气搅拌强化锌硫分离的生产实践

吴县铜矿处理铜、铅、锌、黄铁矿矿石、选矿工艺流程是:矿石磨细后,先进行铜铅混选,这时用石灰调浆,并添加硫酸锌、并硫酸钠和少量氰化物作为锌、硫的抑制剂、铜铅浮选的尾矿(即闪锌矿+黄铁矿)再用石灰调浆,加硫酸铜活化并用丁黄药捕收选锌,尾矿就是黄铁矿精矿。由于黄铁矿、磁黄铁矿量大,给锌硫分离带来困难,造成锌精矿含铁超标而降级。为强化锌硫分离,研究采用了提前充气搅拌、扩大锌硫可浮性差异的工艺,研究中发现,在药剂(pH、CuSO_4、丁黄药、松油)条件相同的情况下,不充气搅拌14分钟(选厂搅拌槽搅拌时间为14分钟),粗精矿中     

微细粒菱锰矿的选择性絮凝—浮选研究

采用选择性絮凝-浮选工艺,对微细粒菱锰矿-石英人工混合矿进行分离的试验研究,获得了良好的选矿指标。与常规浮选相比,锰精矿品位提高5％,回收率提高45％左右。     

提高武山铜矿伴生金银指标试验研究

介绍了武山铜矿伴生金银工艺矿物学特性,对伴生金银回收工艺流程进行了试验研究和探索,通过多方案选矿试验比较,最终确定采用优先浮选铜-中矿再磨工艺流程和高效捕收剂,较好地解决了武山铜矿伴生金银回收率偏低问题,对提高武山铜矿伴生金银回收率具有现实指导意义。     

青海某微细浸染型难处理金矿石工艺矿物学研究

为了进一步提高青海某微细粒浸染型金矿石回收指标,对其进行详细的工艺矿物学研究。研究结果表明：影响金回收率的主要因素是细粒和微细粒级黄铁矿、毒砂的回收问题。由于大部分微细粒级黄铁矿和毒砂在磨矿作业时不易单体解离,造成部分金矿物损失。除此之外,脉石矿物包裹微细粒金也是金矿物的重要损失形式。建议采用阶段磨矿阶段选别的浮选工艺,提高金回收率。     

某低品位微细粒难选铜矿的浮选试验研究

某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。     

含硫酸铜的含铜黄铁矿型硫氧混合矿选矿工艺研究

城门山含铜黄铁矿硫氧混合矿含有可溶性铜(硫酸铜),它给铜的回收和铜硫分离带来很大困难,腐蚀设备。经过研究采用磨矿中加硫化沉淀剂使可溶性铜生成人造铜兰,然后与矿砂一起浮选的浮选工艺。解决了可溶性铜的回收问题;消除了它的危害,提高了铜回收率。     

组合调整剂在细粒级尾矿铜硫分离中的研究与应用

某有色金属选矿厂进行尾矿资源综合回收利用,回收选钼尾矿中的黄铜矿,入选矿石属高硫低铜微细粒级硫化矿且受浮选药剂污染严重,铜硫分离难,选矿指标差。通过试验研究发现亚硫酸钠与石灰按一定量配比的组合调整剂能够有效解决上述问题。组合调整剂替代单一石灰调整剂后,铜精矿工业生产品位提高了5. 16个百分点,回收率提高了18. 55个百分点。     

新型微细粒浮选机分选某铜矿的试验研究

介绍长沙矿冶研究院新型微细粒浮选机的工作原理及特点,并进行实验室试验研究。结果表明,同传统机械搅拌浮选机相比,粗扫选段,新型微细粒浮选机获得的铜粗精矿品位及总回收率均高于机械搅拌浮选机指标;精选段,新型微细粒浮选机获得了更高富集比的铜精矿,选矿效率超机械搅拌浮选机5个百分点以上,新型微细粒浮选机具有富集比高、精选次数少,能够实现节能降耗的特点,是一种应用前景广泛的细粒浮选设备。     

硝酸铵活化磁黄铁矿提高硫回收率

红透山铜矿选矿厂的浮选工艺流程是: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,易浮的硫矿物(大部份黄铁矿和部份磁黄铁矿),已在铜硫混选循环回收。选锌后进入选硫循环的硫矿物以难浮的磁黄铁矿为主,硫的作业回收率很低,平均45％,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。     

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好, 在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。      

Removal of Pyrite in Coal Flotation

In most operating coal-cleaning plants, a significant amount of pyrite is recovered in the froth during flotation of high-sulfur coal. Reducing the pyrite recovery first requires that the primary recovery mechanism should be identified, as different measures are required for reducing entrainment, locked-particle flotation, or true hydrophobic flotation. In this paper, evidence is presented which suggests that hydrophobic flotation is not an important mechanism for recovery of liberated pyrile when the collector is a neutral oil, and that the bulk of the floated pyrite occurs either as a resut of simple entrainment or by mechanical locking with floatable coal particles. Column flotation results are also presented which show that significant sulfur reductions can be achieved by reducing level; of entrainment.     

天马山矿石金、砷、硫的选矿分离回收工艺试验研究

天马山矿矿石属含砷高硫难选金矿石，对该矿石进行了选矿工艺试验研究，采用优先浮选金、次氯酸钙作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺流程，综合回收金、硫、砷，取得了较好的选别指标。此工艺比较适合天马山矿石性质和该矿实际生产情况。     

重选-磁选-反浮选回收某铁尾矿中的铁、硫试验研究

研究了某尾矿的工艺矿物学性质及回收铁精矿、硫精矿的工艺流程。通过采用螺旋溜槽预富集-磨矿-弱磁选-强磁选-浮选硫-反浮选硅工艺回收铁精矿、硫精矿,获得的铁精矿TFe62．58％、回收率32．63％,硫精矿S品位37．57％。     

甘肃某含砷金精矿降砷选矿试验研究

针对甘肃某金精矿含砷(12.44%)高的特点,进行了金、砷分离选矿试验研究。通过试验探索,确定采用抑硫浮砷工艺流程,即金精矿细磨后采用石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂进行浮选毒砂抑制黄铁矿。其结果表明:抑硫浮砷工艺流程较好地解决了金精矿含砷高的问题,且浮选闭路试验获得了较好的分离效果,金精矿金品位33.65 g/t、含砷1.19%,金作业回收率91.48%。     

以氧化铝研磨球为再磨磨矿介质的试验研究

以武山铜矿中矿为研究对象,分别利用金属球和氧化铝研磨球进行了磨矿、浮选试验,结果表明在磨矿细度-0.074mm占90%下,氧化铝研磨球与金属球相比具有相同的磨矿性能,前者磨矿产品过粉碎更轻。采用段式半理论公式计算出适宜的瓷高铝球磨矿介质尺寸为Φ30mm、Φ15mm,配比为4:1。以MA-1+Mos-2为组合药剂、矿浆pH=12.0条件下经过一次粗选、两次扫选、两次精选的铜浮选,获得铜精矿品位23.26%、铜回收率95.31%,铜回收率提高1.12%。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

超细磨技术在铜金精矿湿法综合回收铜金硫中的应用研究

对于某矿山浮选产出的铜金精矿,由于铜的影响及黄铜矿和黄铁矿等物质对金的包裹作用的影响,直接氰化浸出的金、铜回收率均很低,虽然采用火法工艺处理该类精矿可较好地解决金、铜回收率低的问题,但是存在环境污染等问题。重点对铜金精矿超细磨-热压浸出-萃取-电积提取铜、浸出渣硫代硫酸钠法提取金和煤油溶解回收单质硫的综合回收工艺进行了研究,结果表明应用该综合回收工艺之后,铜、金和单质硫的回收率分别达到95％、98％和99％,具有有价金属综合回收率高且对环境污染小的优点。     

某选锌尾矿硫砷分离工艺研究

以某选厂选锌尾矿为研究对象进行硫砷分离工艺研究.确定采用先磁后浮、磁选尾矿再硫砷混浮、混合精矿再采用抑硫浮砷法分离硫砷的工艺流程,以组合抑制剂石灰＋腐植酸钠＋WX-2联合抑制硫、硫酸铜活化砷,通过小型闭路试验,可获得硫品位39.86％、砷品位0.76％、硫回收率65.05％的硫精矿;砷品位12.52％、砷回收率44.19％的砷精矿.硫精矿含杂低,质量较好,硫砷分离成功.