低镍的磁黄铁矿精矿的热选矿工艺的制定

叙述了用磁铁矿精矿作为含铁添加剂，对低镍磁黄铁矿精矿进行还原焙烧-磁选工艺的实验室研究结果。试验确定，焙烧过程中，低镍磁黄铁矿精矿与磁铁矿精矿的最佳质量比为4：1，最佳焙烧温度为880～900℃。在应用煤作为还原剂的最佳焙烧条件下，磁选精矿镍品位为2．37％～2．7％，镍的回收率为70．3％～71．1％。在用发生炉煤气作为还原剂时，磁选精矿镍品位为2．84％～3．64％，镍回收率为66．6％～71．9％。根据试验结果，提出了处理低镍磁黄铁矿精矿的热选矿工艺流程。     

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%，含镍0.51%，属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低，同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物，给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石，进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm占75%，以碳酸钠为pH调整剂，硫酸铜为活化剂，水玻璃和CMC为抑制剂，Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下，经2粗4精3扫铜镍混合浮选，铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂，可获得含铜26.12%、含镍0.55%，铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿，含镍10.42%、含铜0.39%，镍回收率73.14%、铜回收率9.97%，MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题，提高了精矿质量，可以为现场生产提供理论依据。     

会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮铅优先浮选新工艺

研究会理锌矿难选铅锌硫化矿电位调控抑锌浮铅优先浮选分离新工艺。用石灰作矿浆pH和电位的调整剂与稳定剂，在矿浆pH为11．88～12．21，矿浆电位在-252～-272mV的条件下，以乙硫氮（N，N-二乙基二硫代氨基甲酸钠）作铅矿物的捕收剂，（ZnSO4＋Na2SO3）组合药剂强化抑制锌矿物等实现铅锌优先浮选分离，取得较好的生产指标。铅精矿Pb品位65．21％。回收率52．30％；锌精矿Zn品位56．48％，回收率84．85％。与原生产工艺相比，铅精矿铅品位与回收率分别提高了13．27％和5．76％，锌精矿锌的品位与回收率分别提高了0．28％和2．28％，选矿药剂成本降低约2元／t-矿，每年可产生经济效益约1234万元。     

某难选微细粒铜镍硫化矿选矿新工艺研究

为综合回收某难选微细粒铜镍硫化矿, 采用铜镍等可浮浮选工艺对其进行了选矿试验研究。结果表明, 在-0.074 mm粒级占80%的磨矿细度下以高选择性的铜矿物捕收剂ZP-02预先浮选铜矿物及部分连生交代、可浮性好的镍矿物, 获得的粗精矿精选后以石灰作抑制剂进行铜镍分离, 浮铜尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物, 获得了良好的试验指标。采用铜镍等可浮浮选工艺获得了含铜21.57%、含镍0.86%、铜回收率为71.18%的铜精矿, 含镍5.57%、含铜0.44%、镍回收率为25.26%的镍精矿1和含镍5.68%、含铜0.34%、镍回收率50.06%的镍精矿2, 解决了传统工艺分选该铜镍矿石指标差的难题。     

棉土窝钨矿磁选尾矿综合回收研究与实践

采用重选─浮选─水冶联合流程处理棉土窝钨矿磁选尾矿，综合回收钨、铋、钼。获得含铋分别为３６％和７１％的硫化铋精矿和氯氧铋，铋的总回收率高达９５％以上，还获得了含钨３６％、回收率９０％的钨粗精矿。生产实践与试验结果相符，综合回收的技术指标和经济效益均十分明显。     

铅矾浮选:从锌浸出渣中回收铅的研究

用浮选法从锌浸出渣中回收铅对锌冶炼厂是有很大意义的。在我们的第一阶段研究中，研究了铅矾的可浮性和表面特性。在微量浮选试验中，研究了天然的铅矾和硫化过的铅矾同戊基钾黄药、Aerofloat和Aerophine捕收剂相互作用与捕收剂浓度、硫化钠浓度和pH之间的关系。pH、捕收剂和硫化程度影响铅的浮选回收率。硫化使捕收剂用量降到不硫化时的1／8。在第二阶段研究中，用分批浮选试验研究了用浮选法从锌浸出渣中回收铅的过程。在硫化前用水清洗浸出渣，以除去其中的可溶的组分。在低pH时，除去的锌的量最多。研究了以下不同参数对硫化过程的影响：硫化钠浓度、戊基钾黄药浓度、硅酸钠浓度和pH。硫化钠浓度对铅回收率的影响很大。硫化浸出渣所需要的硫化钠用量为硫化纯铅矾用量的3倍。浸出渣脱泥和粗精矿再精选可以提高精矿铅品位。     

陕西山阳安旺复杂多金属硫化矿浮选新工艺

研究陕西省山阳安旺铅银矿多金属硫化矿石浮选工艺。结果表明，采用部分混合浮选，铜铅再分离工艺流程可获得铜精矿舍铜25.0％、铜回收率65．39％、吉银3323．2g／t、银回收率40．93％．铅精矿古铅51．59％、铅回收率92．91％、古银490g／t、银回收率27．67％，硫精矿台硫42．90％、硫回收率57．41％、舍银275g／t，银回收率21．65％的浮选指标。银在铅精矿、铜精矿、硫精矿中总回收率90．25％。试验结果可作为小型选矿厂的设计依据。     

提高某镍业公司选厂镍精矿品位的研究

为解决某镍业公司选厂精矿镍品位较低的问题，在充分研究矿石性质和现场所存在问题的基础上，采用新的浮选流程和药剂制度进行小型试验，通过提高磨矿细度、以选择性好的C-125取代25号黑药与丁基黄药进行组合、用硫酸铵活化镍矿物、将精选中矿集中返回磨矿作业以使矿物充分单体解离等有效手段，在保持镍回收率的前提下，使精矿镍品位得到较大提高。根据小型试验结果进行工业试验，精矿镍品位由现场生产指标最好年度的6.60％提高到7.42％，镍回收率也由87．68％提高到88．87％。精矿镍品位的提高，可增加冶炼处理量，显著提高企业的经济效益。     

从滑石—碳酸盐矿石中分离适用于不同工业用途的滑石精矿

用接触角测量、浮选试验和动电位测量首次研究了纯滑石的天然可浮性。采用聚丙烯乙二醇作起泡剂可在短时间内获得高的浮选回收和该法可以获得适于不同工业用途的滑石精矿。研究了pＨ值和起泡剂用量对浮选过程的影响。获得的滑石粗精矿含６０％滑石，滑石回收率为９０％。粗精矿再磨至１００％－１２５ｕｍ，然后用预先确定的最佳浮选条件再浮选，当粗精矿含４８．６９％滑石，精选精石含９３．５％滑石，其回收率为７０％。     

从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究

内蒙某复杂多金属硫化矿含铜、铅、锌、银等有价金属,铜铅混浮的尾矿仍含锌硫．针对铜铅混浮尾矿的矿石性质,采用“锌硫混浮-锌硫分离”的原则流程从铜铅混浮尾矿中回收锌．锌硫混浮时,用硫酸铜作锌矿物的活化剂,用丁黄药作捕收剂,其精选为空白精选;锌硫分离时,添加石灰和适量水玻璃抑制硫化铁矿和石英等硅酸盐脉石．在给矿锌品位为1．55％时,获得锌精矿品位46．30％、回收率90．92％的试验指标,硫得到综合回收．     

低品位铅锌矿选矿工艺的研究

某低品位铅锌矿含铅3．11％、含锌2．50％，采用一段磨矿(-0．074mm 66．640％)、优先浮铅的选矿工艺，用浮选硫化矿的常规药剂分选，可分别得到品位61．58％、回收率87.01％的铅精矿和品位48．69％、回收率62．91％的锌精矿．     

低品位铜镍矿选矿试验研究

针对某地磁黄铁矿、镍黄铁矿与含镍磁黄铁矿之间紧密共生的性质特征,通过多种选矿方案的对比试验研究,最终采用铜镍混合浮选-铜镍分离浮选-混浮尾矿磁选工艺流程,获得的选矿指标为：铜精矿含Cu 26．14％、Ni 0．71％,铜回收率为80．83％;镍精矿含Ni 5．61％、Cu 0．45％,镍回收率为72．99％;磁选精矿中含Ni 1．04％,回收率为6．84％。该工艺流程实现了矿石中有价元素铜、镍的有效回收。     

从雄黄浮选尾矿中浮选回收雌黄及机理

介绍了采用高效活化剂和捕收剂从雄黄浮选尾矿中浮选回收雌黄的技术。工业试验结果证明：采用该方法可从含雌黄2．71％左右的入选原料中，经过一粗四精二扫的浮选作业，获得含As2S389．68％，回收率71．48％的雌黄精矿。应用结构化学、溶液化学、溶度积假说和“矿物浮选与化学元素周期表”理论讨论了其浮选作用机理。     

某复杂铜镍硫化矿选矿试验

针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、镍回收的试验研究。通过预先浮选滑石-铜镍混选-铜镍分离工艺和铜镍混选-铜镍分离工艺对比试验,最终确定采用铜镍混选-铜镍分离工艺流程回收铜和镍。实验室闭路试验获得指标：铜精矿含铜20.19%,含镍0.75%,铜回收率66.09%;镍精矿含镍6.36%,含铜0.95%,镍回收率80.43%。     

某复杂铜镍硫化矿选矿试验

针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、镍回收的试验研究。通过预先浮选滑石—铜镍混选—铜镍分离工艺和铜镍混选—铜镍分离工艺对比试验,最终确定采用铜镍混选—铜镍分离工艺流程回收铜和镍。实验室闭路试验获得指标：铜精矿含铜20.19%,含镍0.75%,铜回收率66.09%;镍精矿含镍6.36%,含铜0.95%,镍回收率80.43%。     

新疆某氧化铅锌矿选矿试验研究

新疆某氧化铅锌矿石氧化率高，风化严重，揭铁矿和针铁矿含量高，采用硫化－黄药法浮铅和硫化－胺法浮锌的工艺流程处理这种难选矿石，可获得铅精矿含铅54.82％、含锌7．75％、铅回收率77．06％，锌精矿含锌36．13％、含铅1．85％、锌回收率77．73％的试验指标。     

连氮化合物在多金属硫化矿精矿分离中的应用

合理选择浮选药剂是矿物浮选分离主要手段之一。矿物浮选试验、电化学测试、IR－FT以及电子光说分析和其它方法的研究结果证实，在用氰化物作铅铜混合精矿浮选分离过程中的抑制剂时，具有连氮基因的染料可用作有效辅助抑制剂。连氮化合物的抑制效果可以通过它们与硫化铜矿物表面选择性作用来调节。莱胺黑并不吸附在方铅矿表面上，因此也没有改变方铅矿的表面性质。连氮化合物对硫化铜矿物的抑制机理是，连氮化合物通过配位机理化学吸附在硫化铜矿物表面上，形成难溶的亲水化合物。在苯胺黑存在时，氰化物浸出铜阳离子的速度减慢，矿浆中铜－氰化物比例优化，氰化物用量减少。半工业试验验证了实验室试验结果，结果表明，苯胺黑可有效地用于铅铜混合精矿分离中。在铜精矿和铅精矿中同名金属的回收率分别提高1．5％，铜清矿铜品位提高0．5％－0．7％，剧毒的氰化物用量降低50％－70％，并且浓度机溢流中溶解的金属损失减少了，改善了选矿厂周围的生态条件。     

东北某白钨矿选矿工艺的研究

东北某钨矿为矽卡岩型白钨原生矿床，用Na2CO3作pH调整剂，用Na2SiO3和YN作脉石抑制剂，ZL作捕收剂，经过加温精选，当原矿品位（WO3）为2．83％时，可获得品位（WO3）75．01％的一级Ⅰ类白钨精矿，WO3回收率91．89％．     

云龙锡矿尾矿回收利用生产实践

原１００ｔ／ｄ选矿厂处理的矿石为锡石—石英脉硫化矿，脉石主要为石英、长石，有害矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等。原矿含锡１．５％～１．７％，锡回收率为７１％－７３％，尾矿含锡０．４５％。为充分利用尾矿资源，做了尾矿再选试验。采用重选－浮选回收锡，日处理量由１００ｔ／ｄ扩大为２００ｔ／ｄ，先用重选丢弃尾矿，并把锡与硫化矿物富集在重选粗精矿中，再用浮选除硫铁选出锡精矿。     

波兰蛇纹石矿的水冶工艺

本文描述磨矿后用硫酸水溶液浸出法从蛇纹石中回收镁和镍的直接水冶工艺。在最佳条件下,镁和镍渣总回收率达到90％。铁、镍和镁从浸液中的选择性沉淀是按以下三个阶段完成的。第一段,在pH2—5时,用氧化镁水悬浮液作中和剂,部分三价铁以针铁矿(gcethite FeCOH)的形式除去,除铁率占总铁的30％,而95％以上的镍和镁仍保留在溶液中。第二段,在pH6.2—6.8时,用氧化镁水悬浮液沉淀铁-镍-钴精矿,第三段,MgSO_4·H_2O的高温结晶。生成的一水硫酸镁取出一部分煅烧,得到氧化镁作为中和剂循环使用。此外,对该工艺的主要操作因素和工艺流程进行了评述。