别洛乌索夫斯克选矿厂改善选矿工艺的前景

别洛乌索夫斯克选矿厂处理复杂的多金属矿石,矿石中硫化物含量达40％,其中多半是黄铁矿(占25％)。矿石中铅92～94％是方铅矿;锌97％是闪锌矿;铜88％是黄铜矿。矿石中其他矿物有:黝铜矿、斑铜矿、辉铜矿和铜兰。矿石含重晶石达12％。目前,该选矿厂是按全苏有色金属矿冶科学研究所1961年设计的混合浮选流程进行生产(见图1)。流程的特点是,不解吸混合精矿颗粒表面的捕收剂;流程中有锌再浮选工序。混合精矿大部分经液相更换(在浓密机中加清水洗涤)之后,加氰化物和硫酸锌进行再磨,并送往铅-铜浮选工序。在这个作业中氰化物的用量为140～150克/吨。     

含金氧化矿石的选矿工艺

<正> 某地含金氧化矿石,用常规的浮选方法回收金时,大量矿泥上浮,浮选过程很难控制;若加入水玻璃分散剂时,不能形成泡沫层,浮选过程难以进行;如直接氰化浸出,氰化物消耗量高达28.4公斤/吨,金的溶解率只有76.81%;为降低氰化浸出时的氰化物用量,提高金的溶解率,在矿石氰化浸出之前用硫酸处理5小时,浸渣氰化浸出8小时,耗酸量70公斤/吨,消耗氰化物3.75公斤/吨,     

文摘与简讯

在SO_2或亚硫酸盐与起泡剂存在下,用浮选法处理含滑石的硫化矿,以选出滑石,然后用浮选方法富集硫化矿物。在SO_2用量为3公斤/吨、道起泡剂250 20克/吨和矿浆P值为5的条件下,浮选含Cu 1.33％、Pb2.94％、Zn5.5％和S(黄铁矿中的硫)6.24％的硫化矿石。第一段浮选后所得矿浆用     

少氰浮选-铜铅精矿加温分离工艺研究

<正> 八家子铅锌矿石是含银很高,含铜低的多金属硫化矿石。自投产到1978年一直采用有氰药剂的工业生产,银的回收率只有30～40％,铜未能回收,氰化物用量最低为80(克/吨)。造成了环境污染和资源浪费。1974年以来,开展大量研究工作,于1979年初应用了亚硫酸法(氰化钠用量降到3克/吨)     

234捕收剂选锌实践

<正> 代号称为234的选矿药剂是沈阳冶金选矿药剂厂合成的一种硫氨酯类捕收剂。它是一种油状液体,呈棕红色,无起泡性能,具有特殊气味。泗顶矿选矿厂从1983年开始,采用234代替丁基铵黑药作闪锌矿捕收剂,先后进行了小型试验和工业实践。试验和生产结果表明,对该厂的入选矿石而言,234与丁基铵黑药比较,主要具有以下两大优点: 1.选择性好。锌精矿锌品位提高1.5～3％,铁品位明显降低,含铅亦略有下降。 2.捕收力强,用量省。234捕收剂用量仅为丁基铵黑药的1/3～1/2,锌回收率持平。 (一)锌浮选简述入选矿石经一段闭路磨矿磨至-200目占68％,依铅—锌—硫的顺序进行优先浮选。其中选锌循环采用硫酸铜200(克/吨)、氰盐(抑铁,约15～20克/吨)、丁基铵黑药40(克/吨)、二号油20(克/吨)等药剂通过一粗二扫二精获最终锌精矿。     

依靠技术改 造提高经济效益

<正> 武钢大冶铁矿属矽卡岩多金属矿,矿石含有多种有用元素。选厂主要产品有弱磁铁精矿、强磁铁精矿,副产品有铜精矿、钴硫精矿。矿石中伴生的金、银经选别后主要富集在铜精矿中,铜精矿含金约8克/吨、银18-20克/吨。该矿在釆场生产能力减少的情况下,开展综合利用研究,向综合利用要效益。近年来对选厂进行技术改造,将原设计的铜硫混合浮选的四个系列7A浮选机用JJF-20型浮选机代替作粗、扫选,并改变浮选流程和药剂制度,在二次粗选后面增加一次扫选,将原来的集中加药改为一次粗选、二次粗选、扫选分段加药,采用对     

铅矿石的浮选—采用不对称的二甲基尿素作捕收剂

本专利是关于含铅的多金属矿石的浮选方法,采用不对称的二甲基尿素(CH_3)2N-C(=O)-NH_2作捕收剂,用量为20～60克/吨,对含铅多金属矿石进行浮选,铅的回收率提高9.39～10.64％。     

锂矿石的浮选

用阳离子胺捕收剂,对含锂辉石3.2％和少量锂云母的锂矿石,进行了浮选试验研究。试验测定了捕收剂、抑制剂以及矿浆pH值对锂辉石浮选的影响。在使用胺300克/吨和松油60克/吨(矿石)的条件下,得到了含L_(i2)O>6％的锂辉石精矿,而其回收率     

金碲化物的浮选柱粗选

为了评价从含金和碲化物的硫化矿石中回收金的浮选柱浮选指标,并比较浮选柱浮选与普通机械搅拌式浮选的指标,进行了中间设备的试验研究。用60升的玻璃浮选柱进行了试验,给矿是从同时进行的常规半工业试验设备的细磨浮选给料中分出的,因此,可以直接比较两种工艺。在试验期间,详细研究了冲洗水速度、充气量、泡沫层厚度、停留时间和流量偏差的影响。矿石的平均食品位(试验的)约为5克/吨,含1％硫。金在黄铁矿中主要以亮碲金矿(Au_2Fe_3)包裹体的形式产出,少量为自然金。浮选时间为60分钟的普通浮选(4段粗选),金回收率约为97％,精矿金品位约为50克/吨。浮选时间为25分钟的一段浮选柱粗选,金回收率达到普通浮选回路的回收率(97％),而其精矿金品位为150克/吨以上。     

国外专利

锌硫化物的浮选 ZnS矿石的泡沫浮选,包括分离CaF_2杂质。CaF_2的抑制剂是具有≥1的亲水取代基的三氟甲苯化合物,其用量为0.01～0.8磅/吨(给矿)。于是将100克含CaF_2为5％的ZnS精矿用水调浆,添加90.5％的Na_2CO_3水溶液、5.5％的CuSO_4水溶液(作为锌的话化剂)2毫升,以及二异丙基二硫代磷酸钠2.5毫升。     

Cu—Pb精矿的无氰分离法

由于环境保护的原因,多金属矿石浮选应少用氰化物,然而,尽管已研究出某些矿石的无氰分离方法,Belousov选矿厂处理G1ubo—tchansk多金属矿石却仍在使用氰化物,用量为每吨矿石950克,其中90％用于铜铅精矿分离。这芒‘先是由于这些矿石的组成和所含金属的比例所致。若刁:使用氰化物,就既没有合适     

从铅锌矿的尾矿中再回收菱锌矿和白铅矿

研究从奥尔采尔·比阿内采选联合企业的老尾矿和硫化物浮选的尾矿中再回收锌和铅的氧化矿物以得到锌品位较高的精矿。建议以下方法,在温度为200—500℃和有元素硫和黄铁矿下焙烧矿石60分钟,以硫化氧化矿物的表面,然后浮选,加黄药300克/吨,硫酸铜500克/吨,松油75克/吨。试验表明,预先热处理     

铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,根据矿石性质,采用铜硫等可浮-硫浮选-磁选和铜硫等可浮-磁选-铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-硫强化浮选-磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现矿石中伴生有价金属铜、金的高效回收,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。     

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     

高锰酸钾抑锌浮铅的试验

<正> 我矿选矿厂处理的矿石除自产外,还从湘南、粤北几十个矿点收购一些矿石,其性质复杂,可浮性相差甚大。采用的流程是优先浮铅,后混浮锌硫及其分离的流程,用氰化钠和硫酸锌抑锌硫浮铅,由于矿石性质复杂,氰化钠用量高达313(克/吨),     

文摘与信息

为了矿石的预先处理和/或为回收锡石(尤其复杂的矽卡岩矿石)的浮选过程中,添加三(正)丁基磷酸盐捕收促进剂。使用50～500克/砘的三(正)丁基磷酸盐或呈与非离子性表面活性剂的乳浊液或与浮选捕收剂一起添加。提高了锡石浮选回收率和因受铁、铝和钙离子的影响而受到抑制。于是含锡0.4％矽卡岩矿石,用250克/吨三(正)丁基磷酸盐(与非离子性表面活性剂在比例为5:1的     

氰化前采用硫化法提高西班牙铁帽矿石的金银回收率

西班牙韦尔瓦省里奥廷托(Rio Tinto)的铁帽(gossan)矿石是一种氧化矿,主要由赤铁矿、针铁矿和α-石英组成,还含有1.5～2.5克/吨金和50-70克/吨银。目前,铁帽矿石以逆流倾析工艺用氰化物溶液浸出,金回收率为80％,但银仅为40%。实验室研究表明,氰化前用硫化钠溶液对矿石处理能回收更多的     

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     

非氰浮选工艺的生产实践

<正> 八一铜矿选矿厂处理的矿石为多金属硫化矿石。有用成分主要有铜、锌、硫、钡等。原设计的浮选流程为全浮选流程,以氰化物等作几种矿物分离的抑制剂。为了消除污染、提高生产指标,1974年采用亚硫酸钠、硫化钠的非氰工艺进行工业生产,同时将原流程改为铜硫部分混合浮选流程。1979年又成功地取消了亚硫酸钠,从而仅以石灰、硫化钠、硫酸锌有效地分离     

铜、锌优先浮选的改进

萨萨楚尔(Cacauyp)选矿厂原矿的主要有用成份是铜和黄铁矿。在矿石中还含有少量锌。选厂采用铜锌混合浮选,然后分离出铜精矿和锌精矿。截至1970年,选厂曾采用如下优先浮选工艺:在含21.96％铜,含8.59％锌的铜锌混合精矿中添加2250克/吨NaCN和4500克/吨ZnSO_4抑制锌浮铜。