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     

国外硫化矿选矿技术的新进展

某些金属硫化矿,如黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉钼矿、黄铁矿等,可通过高梯度磁选、浮选药剂的变性处理、改变浮选介质等手段强化其选别效果.利用高梯度磁选,可有效地将黄铜矿与黄铁矿分离,使智利某矿床的铜精矿品位由23.8%提高到30.2%,铜回收率为87%.在加拿大和墨西哥的铜铅分离中,采用高梯度磁选可有效地分离黄铜矿和方铅矿.此法用于秘鲁辉钼矿精矿脱铜时,可使钼精矿中含铜由0.8%降为0.5%,钼回收率达97.2%.高梯度磁选还可有效地脱除粘土和地开石中的黄铁矿,获得高品质的粘土和地开石精矿.变性处理后的浮选药剂,可强化黄铜矿、方铅矿和闪锌矿的选别效果,改善精矿质量,提高金属回收率.当采用 Na_2S 进行铜—钼分离时,用氮气介质代替空气介质,不但可使 Na_2S 的耗量降低1/2～3/4,而且可提高选别工艺指标,     

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。     

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。     

某钨钼多金属矿高梯度磁选抛废新工艺试验研究

某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t?原矿.根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67％,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO3 0.21％、Mo 0.12％的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41％的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47％、Mo回收率为88.97％的钼...     

从磁选尾矿中回收钼和锌的选矿试验研究与生产实践

钼锌顺序优先浮选是回收马坑铁矿磁选尾矿中所含钼、锌硫化物的合适工艺流程。对含钼0.034%、锌0.17%的磁选尾矿,小型闭路试验获得钼品位51.04%、钼回收率74.20%的钼精矿和锌品位49.68%、锌回收率61.80%的锌精矿。已建成投产的处理量为1400t/d的钼浮选回路取得了钼精矿品位49.46%、钼回收率75.10%的工业生产指标。     

在碱性铝酸盐溶液中浮选铝土矿

近年来,北乌拉尔铝土矿山的铝土矿中,由于主要有害成份(SiO_2、CO_2、S_全)的含量增高,致使铝土矿的质量下降了。作者认为,在生产氧化铝的碱性溶液及碱性铝酸盐溶液中进行浮选,对于提高用拜耳法处理的铝土矿的质量是非常有效的。在拜耳法生产氧化铝的流程中,可以得出含碱浓度不同的三种溶液:洗涤液(Na_2O_全k40～60克/吨);母液(Na_2O_全120～160克/吨);循环液(Na_2O_全240～320克/吨)。     

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。     

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     

白钨矿浮选

通过添加0.4～10克/公斤矿石的碱金属碳酸盐进行磨矿、调浆以及用浮选方法排除硫化矿物等过程,从脉石中分离白钨矿。用石腊油一脂肪酸0.1～0.4克/公斤矿石(石腊油与脂肪酸的重量比为0.5∶1～2.8∶1)和Na_2SiO_3 3.2～5.5克/公斤矿石进行浮选。     

某钨钼多金属矿磁选抛废新工艺研究

某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t·原矿。根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67%,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO_30.21%、Mo 0.12%的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41%的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47%、Mo回收率为88.97%的钼粗精矿和WO_3品位为3.97%、WO_3回收率为78.15%的钨粗精矿。与原矿直接浮选工艺相比,高梯度磁选抛废-浮选新工艺的给矿量仅为原矿的46.59%,药剂成本节省50%,尾矿废水处理量减少50%左右,获得的钼粗精矿、钨粗精矿指标与直接浮选相近。     

钼尾矿综合回收硫铁试验研究

对河南某钼尾矿矿石性质进行研究,发现具有回收黄铁矿和磁铁矿的价值。在活化剂硫酸、捕收剂异丁基黄药、起泡剂2号油用量分别为200g/t、50g/t、35g/t的浮选药剂制度下,钼尾矿采用一粗一精一扫浮选闭路流程,可获得硫精矿品位41.21%,回收率87.68%的选别指标。选硫尾矿再通过一段磁选-再磨-二段磁选的工艺流程,获得铁精矿品位62.72%,全铁回收率41.86%的选别指标。     

广西某低品位长石矿选矿试验

广西某低品位长石矿K_2O+Na_2O品位为8.72%,非金属矿物以正长石、斜长石、石英等为主,磨矿时易泥化,石英与长石分离困难。为实现长石的回收利用,采用磁选除铁—脱泥—浮选分离原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074mm占40%的条件下,原矿经磁选除铁—机械脱泥—1粗1精2扫浮选分离—再磁选流程选别,可获得长石精矿K_2O+Na_2O品位13.51%、Fe_2O_3含量0.13%,K_2O回收率83.90%、Na_2O回收率81.24%的良好指标,石英精矿SiO_2品位99.13%,满足使用要求,实现了长石与石英无氟浮选分离,可供该长石矿的开发利用参考。     

采用预先电磁处理工艺分选砷黄铁矿-黄铁矿矿石

采用预先电磁处理砷黄铁矿—黄铁矿矿石,然后用硫酸铜150～200克/吨、黄药100～150克/吨和T—66 45～80克/吨进行浮选的方法,提高砷精矿中金的回收率并且降低了黄铁矿精矿中砷的含量。最初的矿石分别含Fe_2O_3 24.41～37.80％、SiO_2 10.40～31.20、S15.20～30.12、Al_2O_3 3.75～8.10～、     

某铬铁矿磁浮联合回收实验研究

本文针对某铬铁矿,采用磁选和浮选联合工艺来回收铬铁矿,以提高Cr2O3精矿产量.由于矿样中含有磁铁矿,先利用弱磁选将矿样中的强磁性矿物脱除,回收磁铁矿;再对弱磁选尾矿进行湿式强磁场磁选实验,获得铬精矿Cr2O3品位42.37％,回收率81.34％.为了提高铬精矿的综合回收指标,对强磁场磁选尾矿进行再磨再选实验,采用一粗两精一扫闭路浮选流程,获得铬精矿Cr2O3品位35.86％,回收率70.12％.     

某含铜菱铁矿磁化焙烧选矿试验研究

对某含铜菱铁矿进行了磁化焙烧-磁选回收铁以及磁选尾矿浮选回收铜的试验研究.在焙烧温度800℃、焙烧时间60min、磁选场强96 kA/m以及浮选采用丁黄药+丁胺黑药各100 g/t等工艺条件下,分别获得了产率为61.85％、品位为64.64％、铁回收率为97.88％的铁精矿和产率为0.25％、品位为19.54％、铜回收率为29.37％的铜精矿.     

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     

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。     

铜钼混合精矿磁浮联合工艺分离试验研究

为解决德兴铜矿铜钼分离工艺硫化钠用量大、产生的碱性废水中COD含量高、废水处理成本高等问题,结合铜钼混合精矿粒度细、铜钼矿物组成简单、单体解离度高的特点,开展了磁浮联合工艺选矿试验研究。通过条件试验确定了较优的磁选工艺参数,磁选扩大试验获得了磁选精矿产率39.16%、铜品位29.27%、钼损失率6.08%的指标;对磁选尾矿进行了浮选分离试验,获得了精矿钼品位46.54%、钼作业回收率93.97%的指标;综合计算表明,采用磁浮联合工艺处理含铜25.56%、含钼1.04%的铜钼混合精矿,可获得铜品位26.02%、铜回收率99.79%的铜精矿及钼品位46.54%、钼回收率88.30%的钼精矿,铜钼分离指标较优。此外,由于磁选作业提前分离出近40%的高铜低钼铜精矿,大幅降低了浮选处理量,使硫化钠等浮选药剂用量降低40%以上,显著降低了碱性废水的COD含量及后续水处理成本,具有显著的经济效益和环保效益。     

美国科碧顿铜选矿厂及基铜钼分离工艺

介绍了美国科珀顿铜选矿厂,该厂采用半自磨－浮选流程,生产铜精矿和钼精矿,铜钼混合精矿分离采用充氮气浮选辉钼矿,精选中多次再磨,采用反浮选、强磁选、氰化浸出等措施,实现铜钼分离,获得铜精矿和优质钼精矿。