某铅锌浮选尾矿有价金属浮选综合回收

以某铅锌浮选尾矿为研究对象,采用"尾矿再磨—铅锌混合浮选—活化选锌"工艺对原尾矿中的有价金属元素进行综合回收试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占82%的条件下,以乙硫氮和丁基黄药为铅锌混合浮选捕收剂,锌浮选采用硫化钠和硫酸铜活化,以丁基黄药和异戊基黄药为捕收剂,开路试验所得浮选产品中铅锌混合精矿中铅、锌的回收率分别为36.4%和18.0%,锌粗精矿中锌的回收率达到57.6%,原尾矿中有价金属元素得到了有效回收。     

某铅锌浮选尾矿有价金属浮选综合回

以某铅锌浮选尾矿为研究对象,采用"尾矿再磨—铅锌混合浮选—活化选锌"工艺对原尾矿中的有价金属元素进行综合回收试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占82%的条件下,以乙硫氮和丁基黄药为铅锌混合浮选捕收剂,锌浮选采用硫化钠和硫酸铜活化,以丁基黄药和异戊基黄药为捕收剂,开路试验所得浮选产品中铅锌混合精矿中铅、锌的回收率分别为36.4%和18.0%,锌粗精矿中锌的回收率达到57.6%,原尾矿中有价金属元素得到了有效回收。     

钼、铋、铜、钨多金属矿石选矿试验研究

本研究目的为选取多金属矿中的有色金属,采用优先混合浮选钼、铋、铜矿,从尾矿中混合浮选白钨矿的工艺流程。混合浮选采用煤油加丁基黄药作为捕收剂。混合精矿依次钼—铜铋分离,再铋—铜分离,获得合格的钼精矿、铋精矿、铜精矿。     

氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的浮选回收技术研究

在氰化钠抑制剂作用下,进行了黄铁矿、闪锌矿纯矿物在丁基黄药和乙硫氮体系下的浮选试验,为氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的回收进行基础研究。并通过Zeta电位、红外光谱、接触角检测手段,确定硫化矿有氰浮选试验的最佳条件及相应的理论依据。试验结果表明:当pH值为6.0,乙硫氮浓度为6.0 mg/L时,氰化黄铁矿最大回收率达69.15%;而当pH值为9.0,丁基黄药浓度为10.0 mg/L时,氰化闪锌矿最大回收率达80.62%。接触角检测结果表明丁基黄药和乙硫氮的加入提高了氰化矿物表面的接触角。红外光谱检测结果表明丁基黄药和乙硫氮在氰化矿物表面发生了化学吸附。Zeta电位检测结果表明丁基黄药和乙硫氮在氰化矿物表面发生了静电吸附。     

极贫氰化尾渣综合回收铅铜试验研究

针对山东某极贫氰化尾渣矿石性质特点,合理利用氰离子、过量氧化钙等残留药剂对有价组分的抑制差异,采用不脱药、不加热、不洗涤的优先浮选铅—硫酸脱氰活化选铜工艺流程进行工艺条件试验研究。闭路试验结果表明:铅浮选采用丁基黄药、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选两次扫选三次精选,可获得品位为21.07%、回收率为61.21%的铅精矿;浮铅尾矿经硫酸脱氰活化选铜,采用丁基黄药为捕收剂,经一次粗选三次扫选两次精选,可获得品位为10.75%、回收率为62.69%的铜精矿。其总尾矿可直接作为硫精矿,铜、铅精矿均可作为配矿出售,显现出良好的经济社会效益。     

提高铜硫矿石浮选指标的研究

在石灰调成的高碱矿浆条件下，铜－硫分离困难，采用脱药＋充气搅拌及添加很少量的混合捕收剂－丁基黄药和乙硫氮，可使铜－硫得以有效的分离，浮硫时加少量糊精能显著地提高硫精矿的浮选指标。     

硫化矿尾矿水对黄铁矿浮选性能的影响

针对会泽铅锌矿硫化矿尾矿水对黄铁矿浮选性能的影响,分别采用丁黄药和乙硫氮做捕收剂,研究在尾矿水和去离子水中黄铁矿的可浮性。在去离子水中以丁黄药和乙硫氮做捕收剂的条件下,分别加入硫酸锌、硫酸铜和水玻璃作为调整剂,研究对黄铁矿浮游性的影响。结果表明;尾矿水中某些成分对黄铁矿的可浮性有强烈的抑制作用,该尾矿水直接回用会对黄铁矿的浮选产生不利影响。丁黄药和乙硫氮对黄铁矿都有很好的捕收能力,硫酸锌、硫酸铜和水玻璃3种调整剂在不同捕收剂条件下对黄铁矿浮游性的影响不同。     

广西某钨铜钼铋多金属矿选矿试验研究

广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿矿床,矿石性质复杂,矿物种类较多。原矿中金属品位较低,铜0.41%、钼0.041%、铋0.049%、WO_3 0.35%,铜钼铋钨均达到了工业回收价值,故可以综合回收。针对原矿性质复杂的特性,试验拟采用浮选—重选流程,因考虑原矿品位较低,可回收的元素种类多,为了最大程度提高资源综合利用率,同时从试验操作的可控性考虑,故采用混合浮选,得到铜钼铋硫混合精矿—硫化矿分离—混合浮选尾矿重选回收钨的工艺流程。铜铋分离过程中使用水玻璃为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,并获得良好的分离指标。混浮尾矿使用云锡摇床重选回收钨,重选流程为一次粗选、一次精选、一次扫选,最终获得钨精矿品位为WO_3 56.01%的指标。     

赞比亚谦比希西矿体铜矿优先浮选试验研究

赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。     

云南某低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究

云南某低品位铅锌硫化矿石含铅0.76%、锌2.10%,并伴生少量银,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。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,在-74μm占80%的磨矿细度条件下,采用乙硫氮+丁基黄药作铅的捕收剂、ZnSO4+Na2SO3作锌的抑制剂优先浮选铅,尾矿用硫酸铜活化,用丁基黄药作捕收剂浮选锌,获得了铅品位52.11%、回收率81.56%的铅精矿和锌品位50.73%、回收率89.16%的锌精矿,实现了铅锌分离。     

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。     

安徽某高硫金矿选矿试验

安徽某含砷高硫低品位金矿石,有价元素为金和硫,为了合理开发利用该矿产资源,试验采用抑硫浮金工艺流程进行选矿试验研究。试验选取石灰作为硫化物抑制剂,以丁基黄药和丁铵黑药组合药剂为捕收剂,在磨矿细度为-0.074 mm 75%的条件下,通过1次粗选、3次精选和2次扫选,最终获得了金精矿品位为25.32 g/t、金回收率为68.52%的满意指标。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

酸性体系下硫化矿浮选因素的交互影响研究

在酸性体系中,碱性脉石矿物溶解受磨矿细度、酸用量的影响明显,矿物溶解改变了体系pH值,使可溶性离子增加,影响了硫化矿物的浮选。为探究酸性体系下卡林型金矿浮选硫化矿过程中的影响因素及其交互作用,在单因素试验的基础上进行了响应曲面优化试验,并分析了磨矿细度、H₂SO₄用量、丁基黄药用量三因素的交互作用对浮选的影响。研究结果表明：最优的浮选指标的药剂制度为磨矿细度-0.075 mm粒级占比90%,H₂SO₄用量为800 g/t,水玻璃用量为400 g/t, CuSO₄用量为300 g/t,丁基黄药用量为200 g/t,松醇油用量为75 g/t。单因素试验可获得硫回收率为75.28%,品位为10.46%,金品位为6.73%,回收率为58.19%的选矿指标。探究的三种因素对硫精矿回收率的影响大小为：磨矿细度>丁基黄药用量>H₂SO₄用量;对硫精矿品位的影响大小为：丁基黄药用量>磨矿细度>H₂SO     

缅甸高品位白铅矿试验研究

针对缅甸高品位白铅矿进行相关试验研究,确定采用两段粗选一段扫选的浮选流程,。通过磨矿细度,硫化钠和捕收剂的用量,硫化时间,捕收剂种类的探索研究,确定了最佳的药剂制度,在磨矿细度为85%-0.074 mm,硫化钠总用量为1250 g/t,各段硫化时间均为5 min,使用丁基黄药作为捕收剂,总用量为1500g/t,2#油为起泡剂,总用量为100 g/t时,闭路试验得到品位为59.48%,回收率为91.69%的混合铅精矿。     

四川甘洛某氧化铜矿石浮选试验

甘洛铜矿石铜品位平均为1.96%,有害元素含量极低。矿石自然类型单一,铜矿物以孔雀石为主。为实现该铜矿石的有效回收利用,采用混合浮选工艺进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 77%、活化剂硫化钠用量3 000 g/t,组合捕收剂丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸钠用量120+60+30 g/t条件下,采用2粗2扫4精混合浮选闭路流程处理矿石,可获得铜品位24.07%、回收率77.12%的铜精矿,损失在尾矿中的铜矿物孔雀石主要与铁质混杂、多充填在裂隙或显微裂隙内,粒度微细,单体解离非常困难,因此难以回收。     

西藏某含银氧化铅矿石选矿工艺研究

西藏某含银氧化铅矿石含铅5.01%,含银53.11 g/t,铅的氧化率为41.72%。为开发利用该矿石,进行了系统的选矿工艺研究。结果表明:在磨矿细度为-0.075 mm占60%时,以水玻璃为分散剂、抑制剂,Na_2S为硫化剂,丁黄药为捕收剂,2~#油为起泡剂,经1粗3精2扫闭路浮选,获得的铅精矿产率为7.35%,含铅62.87%,铅回收率为92.23%,铅精矿含银658.14 g/t,银回收率达到89.66%。硫化铅与氧化铅混合硫化浮选提高了铅矿物整体的可浮性,实现了铅与银在较粗磨矿细度条件下的浮选回收,能够降低磨矿成本,而且可以满足现场尾矿回填对粒度的要求。     

云南某氧化锌矿石选矿试验

云南保山某氧化锌矿石锌含量为6.56%,脉石矿物主要为白云石、方解石、石英等。矿石含泥量较高,会对浮选造成不利影响。为给该矿石开发利用提供技术依据,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占92.40%条件下,以水玻璃和六偏磷酸钠为调整剂、硫化钠为活化剂、乳化十八胺为捕收剂,经1粗3精2扫闭路浮选,获得了锌品位为32.72%、回收率为75.43%的精矿。     

某金矿石选矿试验

某蚀变碎裂岩型金矿石中金以裸露金和半裸露金为主。对该矿石进行了浮选试验研究,结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占65%的情况下,以丁铵黑药+丁基黄药为组合捕收剂,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为72.19 g/t、银品位为67.64 g/t、金回收率为96.00%、银回收率为72.07%的金精矿。