某银锰矿矿泥选矿工艺试验

广东某低品位银锰矿银、锰主要赋存于软锰矿等有用矿物中,-0.8 mm矿泥占原矿的65.27%,锰品位17.81%,含银94 g/t,粒度较细,浮选回收效果差。为回收矿泥中的银、锰,矿泥不经磨矿,分别采用单一湿式强磁选、摇床重选、摇床—离心机重选、湿式强磁选—摇床重选4种流程进行选矿工艺试验。结果表明,矿泥经1粗1扫湿式强磁选—强磁精矿摇床重选流程处理后,可获得锰品位32.24%、含银124 g/t的锰精矿和锰品位26.18%、含银168 g/t的中矿,总银、锰回收率分别为82.01%、82.57%,有效富集了银、锰,得到了较好的回收指标。湿式强磁选—摇床重选联合流程可作为该银锰矿中-0.8 mm矿泥的选矿工艺流程。     

福建某银矿选矿工艺流程试验研究

根据某银矿的矿石性质,提出浮选-摇床重选的处理工艺,采用Na₂CO₃调浆、BK-301+LP-02混合捕收剂浮选工艺,可使银精矿品位达到1 210.00 g/t,回收率达到64.52%;采用摇床重选工艺处理浮选尾矿,可使银的总回收率提高3.93%,达到68.45%。     

江西某铅锌银多金属硫化矿石选矿工艺研究

江西某铅锌银多金属硫化矿石中铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,银主要以银黝铜矿、辉银矿、深红银矿等形式与方铅矿密切伴生。为合理开发该矿产资源,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,在-0.074 mm占78%的磨矿细度和石灰形成的pH=11碱性条件下,以乙硫氮+丁铵黑药为铅银矿物的捕收剂、ZnSO₄+Na₂SO₄为锌矿物的抑制剂优先浮选铅及伴生银矿物,浮铅银尾矿以硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂浮选闪锌矿,可获得铅品位为57.05%、铅回收率为88.11%的铅精矿和锌品位为48.31%、锌回收率为86.29%的锌精矿,银在铅、锌精矿中的总回收率达到87.99%。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

云南某低品位铬铁矿石选矿工艺研究

云南某低品位铬铁矿石Cr₂O₃含量为8.51%。矿石中铬在0.020~0.12 mm粒级的分布率为83.79%、在+0.12 mm粒级的分布率仅6.55%、在-0.02 mm粒级的分布率仅9.67%。针对铬在较粗和较细粒级含量低的特点,采用振动筛分级-旋流器脱泥工艺预处理,获得了Cr₂O₃品位为18.52%、回收率为84.61%的沉砂。为给沉砂的合理选矿工艺提供依据,对其进行了单一摇床重选、单一高梯度强磁选、磁重联合工艺流程对比试验。结果表明：采用单一摇床重选工艺可以获得Cr₂O₃品位为40.56%、回收率为72.71%的铬精矿,采用单一高梯度强磁选工艺获得的铬精矿Cr₂O₃品位仅38.93%（不能达到40%的要求）、回收率为55.83%,采用磁重联合工艺可以获得Cr₂O₃品位为45.29%、回收率为73.38%的合格铬精矿。最终确定采用分级-脱泥-高梯度强磁选-摇床重选工艺进行选别,可以实现该铬铁矿资源的有效回收。     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石Li₂O品位1.53%、Ta₂O₅品位0.025%、Nb₂O₅品位0.006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重选试验研究。确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度-0.076 mm占75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选工艺分选指标,强磁选精矿经摇床1次粗选、1次精选获得Ta₂O₅品位21.35%、对原矿回收率23.03%的钽铌精矿;以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂T-88为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进行锂辉石浮选试验,经1次粗选、2次精选、1次扫选、1次中矿再选锂,获得Li₂O品位5.60%、对原矿回收率76.13%的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。试...     

黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿浮选试验研究

根据矿石的工艺矿物学研究,对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究,试验结果表明,采用铅锌硫依次优先浮选流程,可以实现铅锌的高效分离,并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%,回收率为93.12%的铅精矿,锌品位为51.10%,回收率为89.24%的锌精矿,硫品位为46.03%,回收率为33.35%的硫精矿,铅精矿含银品位为1 105.50g/t,银回收率为86.27%。     

锌电解阳极泥中有价金属的提取工艺研究

采用稀硫酸清洗和分段还原浸出相结合的全湿法工艺对锌电解阳极泥中有价金属元素进行综合回收处理,考察了反应时间、反应温度、硫酸加入量和葡萄糖加入量等工艺参数对阳极泥中锰的浸出效果。实验结果表明:通过稀硫酸清洗,锌电解阳极泥中锌脱除率达98.41%;在液固质量比4∶1、反应温度120 ℃、反应时间60 min、硫酸加入量1.4 g/g_渣、葡萄糖加入量0.17 g/g_渣的条件下,锰浸出率达97.87%;得到的残渣为富银硫酸铅渣,渣中铅含量61.45%,银含量2 224.63 g/t,实现了锰和铅、银的分离,获得硫酸锰溶液和富银硫酸铅渣。     

云南某富银硫化铅锌矿中伴生银的综合回收研究

根据云南某富银铅锌多金属硫化矿的矿石性质特点, 进行了铅锌优先浮选试验研究。结果表明, 在原矿含铅2.56%、含锌1.08%、含银130 g/t的情况下, 可获得铅精矿含铅71.13%、铅回收率为88.45%, 锌精矿含锌50.10%、锌回收率为83.80%的试验指标。与此同时, 银矿物在铅精矿中得到较好富集, 铅精矿含银3384.10 g/t、银回收率为87.25%。     

柿竹园黑钨选别新工艺中的离心机抛尾探索研究

针对湖南柿竹园钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿采用高梯度强磁选分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮选的工艺流程,采用离心机对高梯度强磁选精矿进行重选预先抛尾,提高黑钨矿入选品位,减少黑钨矿浮选给矿量,得到的粗精矿再用浮选回收黑钨矿。试验结果表明,对WO₃品位0.64%的高梯度磁选精矿进行重选抛尾-浮选,获得了WO₃品位54.23%、回收率84.75%的黑钨精矿。通过预选抛尾,减少了浮选投资,同时较大幅度降低了水耗、电耗和药耗,取得了较好的技术经济指标。     

某银锰矿选矿工艺试验研究

对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,银的载体矿物主要分两类:一类是独立银矿物,一类是独立银矿物的宿主矿物,锰的载体矿物主要是锰的氧化物。采用“一次粗选、一次精选、二次扫选”全硫混合浮选流程,可获得含Ag6603g/t,含Pb1.94%,含Zn2.04%,银回收率为78.51%、铅回收率41.84%、锌回收率68.36%的银精矿;采用磁选工艺流程,可获得含Mn20.31%,Ag313.10g/t的磁选精矿,混合浮选—磁选联合工艺能使银、锰回收率分别达到95.34%、91.39%。在优化的浸出条件下,对浮选尾矿采用酸浸的方法回收锰,锰的浸出率能达到78.87%,铁的浸出率为47.50%。     

新型组合抑制剂在低品位铜铅硫化矿浮选分离中的应用

对某低品位多金属硫化矿进行了铜铅混浮-精矿铜铅分离实验研究。采用重铬酸钠、偏重亚硫酸钠、CMC和水玻璃组合作抑制剂, 不仅成功实现了铜铅分离, 而且大大降低了重铬酸盐对环境的污染, 获得了良好选矿指标: 铜精矿品位为16.61%, 回收率为64.14%; 铅精矿品位为43.57%, 回收率为79.54%。     

超导磁选富集白云鄂博尾矿中的有价元素研究

白云鄂博矿选矿厂的综合尾矿REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃含量分别为2.41%、0.16%和0.22%,且含有大量的萤石。为了提高REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃的回收率,为萤石的综合回收创造条件,采用SLon-100型周期式超导高梯度磁选机进行了REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃回收工艺技术条件研究,并对磁选产品进行了XRD和主要化学成分分析。试验研究表明：SLon-100型周期式超导高梯度磁选机使用菱形网片聚磁介质,背景磁感应强度为6 T,给矿浓度为12%,矿浆流速为7.1 L/min,脉动冲次为100次/min情况下,可获得REO品位为3.04%、回收率为88.91%的精矿;稀土及稀有金属矿物明显富集在精矿中,这为稀土及稀有金属矿物的进一步富集创造了条件,可显著减少浮选提纯稀土及稀有金属矿物过程中萤石等脉石矿物抑制剂的使用;萤石明显富集在尾矿中,为从尾矿中浮选富集萤石创造了条件。     

基于硫酸调浆的铜铅锌多金属矿浮选分离工艺研究

老挝某铜铅锌多金属矿主要有用元素为铜、铅、锌及伴生元素银。针对矿石中有用元素共生关系密切和嵌布粒度细的特点,在探索实验的基础上开展了铜、铅、锌依次优先浮选的条件实验及流程结构优化实验。通过硫酸调浆,在弱酸性介质中实施快速优先浮铜、选铜中矿返回选铅的新工艺,在原矿含Cu 2.07%、Pb 5.76%、Zn 2.95%、Ag 443 g/t的情况下,闭路实验获得铜精矿含Cu 20.18%、Pb 10.32%、Zn 1.52%,Cu回收率达到82.40%,且伴生银在铜精矿中含量高达2738 g/t,回收率为52.00%;铅精矿含Pb 45.35%、Cu 2.43%、Zn 3.34%,Pb回收率达到71.54%;锌精矿含Zn 42.21%、Cu 0.07%、Pb 2.55%,Zn回收率达到70.15%。成功地实现了铜、铅、锌的高效分选及伴生银的综合回收,为该资源开发利用提供了技术参考。     

采用选冶联合工艺富集氧化型银锰矿中的银

氧化型银锰矿中的银可用选冶联合工艺进行富集 ,在强磁场下通过两步磁选可实现银锰与其它矿物分离。磁选精矿在硫酸介质中用铁屑脱锰 ,锰的浸出率达 95 %。脱锰后的银渣用浮选法可将银进一步富集。在适宜的条件下 ,银的总回收率达 91.7%,浮选精矿含银高达 13 0 88g t。     

四川某铁精矿回收超纯铁精矿的选矿实验研究

四川某铁精矿中TFe品位为64.56%,杂质成分SiO₂、Al₂O₃含量分别为5.50%和2.01%。物质组分研究表明,铁矿物主要以磁性铁形式存在,采用“阶段磨矿（再磨过程添加分散剂H01）-阶段磁选”工艺对该铁精矿进行提质降杂实验,实验可获得TFe品位为72.11%的超纯铁精矿产品,精矿中杂质成分SiO₂含量为0.20%,Al₂O₃的含量为0.16%,酸不溶物的含量为0.28%,TFe的回收率为92.72%。     

配加钠盐添加剂的高铁锰矿煤基直接还原的试验研究

采用煤基直接还原-磁选工艺对某高铁锰矿进行铁-锰分离的试验研究。不配加添加剂时磁性产物铁品位为59.42%, 锰品位为20.73%; 非磁性产物锰品位为48.88%, 铁品位为5.91%。为强化铁-锰分离, 选择Na₂CO₃、Na₂SO₄和Na₂S₂O₃作为添加剂进行还原试验, 结果表明3种添加剂在还原过程中都能促进铁-锰分离, 且Na₂S₂O₃效果最优。在Na₂S₂O₃用量为5%时, 磁性产物的铁品位提高至85.38%, 锰品位降低至9.08%; 非磁性产物的锰品位提高至54.72%, 铁品位降低至2.59%。研究了加入添加剂前后焙烧矿的微观结构和物相转变, 结果表明Na₂S₂O₃有利于MnS和Mn₂SiO₄的形成并促进了铁晶粒的聚集长大。     

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb₂O₅、Fe和P₂O₅品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb₂O₅品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P₂O₅品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。     

辽宁某含硼铁精矿造团—金属化还原铁—磁选试验

辽宁某含硼铁精矿主要有价元素为铁、硼,TFe含量为55.55%,B_2O_3含量为4.22%;铁主要以磁铁矿形式存在,硼主要以硼镁石形式存在,杂质矿物主要为蛇纹石和磁黄铁矿。为实现该含硼铁精矿中硼、铁的有效分离,采用造团—金属化还原铁—磁选工艺进行硼铁分离试验。结果表明,制成15 mm×20 mm柱状体团块的含硼铁精矿外配过量的还原煤(n(C)∶n(Fe)=2.5),在还原温度为1 125℃和还原时间为150 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁金属化率为88.92%;焙烧产品磨细至-0.074 mm占65%,在磁场强度为80 k A/m条件下弱磁选后,可获得铁品位为92.7%、回收率94.4%的优质铁精矿和B_2O_3含量为14.5%、回收率为84.4%的合格硼精矿,实现了硼铁的有效分离。