铜绿山氧化矿尾矿综合利用研究与生产实践

根据铜绿山矿强磁尾矿的矿物特征,采用再磨-常规硫化浮选方案是从铜绿山矿弱磁尾矿中综合回收铜、金、银的最经济有效方案.浮选尾矿再经磁选,可再次回收铁.采用新型设备,满足工艺要求,是取得较好经济指标的保证.     

德兴铜矿尾矿中铜的浮选回收

德兴铜矿4#尾矿库铜尾矿铜品位接近工业临界开采品位,具有品位低、粒度细的特点。采用浮选工艺对该尾矿进行浮选回收试验研究。结果表明,采用硫化矿、氧化矿分别浮选的方式进行浮选,并对硫化铜矿物进行再磨再选,最终可获得铜综合回收率为75.2%,品位为13.67%的硫化铜精矿和品位为6.82%的氧化铜精矿。     

自磨和球磨对硫化矿浮选的影响

探讨自磨和常规磨矿方法对德卢斯辉长岩铜-镍硫化矿浮选性能的影响。在同样的磨矿粒度下,用自磨矿浆进行浮选,铜、镍和钻的回收率较高而尾矿中残存的硫较少。用球磨矿浆进行浮选,即使增加捕收剂加入量,尾矿中残存的硫也不会低于自磨所达到的水平。根据精矿和尾矿矿样的矿物学研究可以队为,在这两种磨机中,磨矿介质和硫化矿物之间的电化学作用对硫化矿浮选过程的影响,大于对矿样的破碎特性的影响。     

司家营研山铁矿综合尾矿回收利用实践

司家营研山铁矿受氧化矿选矿工艺及采场矿石性质不稳定的影响，综合尾矿品位时常发生波动，对提高选矿金属回收率造成了较大的影响。为高效回收综合尾矿，在充分利用早期投入的浮选尾矿再磨再选工艺的基础上，确定了综合尾矿磁选打捞-分级-磨矿-磁选-浮选的尾矿回收工艺流程。生产实践表明：该尾矿回收系统每年可回收铁品位约68%的铁精粉3万余吨，对优化选矿技术指标、提产创效起到了积极的促进作用。     

德兴铜尾矿工艺矿物学分析及铜回收试验研究

针对德兴铜矿浮选尾矿进行矿物学分析和浮选试验研究,结果表明：该铜尾矿粒度较细,其中-25 μm含量占80%,且矿物成分复杂。选择戊基黄药、丁铵黑药、水杨羟肟酸作为捕收剂,采用硫化矿、氧化矿分别浮选的方式,并对硫化铜矿物进行再磨再选,最终获得品位为13.67%的硫化铜精矿和品位为6.82%的氧化铜精矿。     

云南某铜金多金属硫化矿选矿试验研究

以云南某铜金多金属硫化矿为研究对象,通过优先浮选获得铜精矿、硫精矿;浮选尾矿经过磁选选铁,获得合格的磁铁精矿;磁铁精矿再磨后氰化浸出回收金,浸金渣作为磁铁精矿产品进行销售。铜、金、铁和硫均得到综合回收。     

海南铁矿粉矿全反浮流程的试验研究

提出了用全反浮流程选别海南铁矿粉矿的技术方案，采用SB-8阴离子捕收剂，在98％-0．076mm细磨粒度下，全反浮小型试验获得了精矿产率68．52％、铁品位67，03％、铁回收率86．29％的优异指标。分析了全反浮选流程与连磨、弱磁-强磁-细筛-反浮选-筛上再磨再选工艺流程的差异，认为全反浮流程处理海南铁矿粉矿，精、尾矿产品构成单一，流程结构简单，可以获得更好的技术指标。     

某铜硫砷锡多金属矿选矿工艺研究

针对某含铜硫砷锡多金属矿矿石的工艺矿物学特征,采用"混合浮选回收硫化矿物-分级重选回收锡石-脱泥浮选回收细粒锡石"工艺流程,综合回收铜、硫、砷、锡等有价金属。硫化矿混合精矿采用组合抑制剂CaO+FN有效分离铜砷,得到砷含量小于0.5%的铜精矿,采用阶段分级重选处理硫化矿,浮选尾矿得到锡精矿、可弃尾矿和进入脱泥浮选作业的-0.053 mm摇床尾矿。全流程闭路试验获得了良好的试验结果,为矿山开发建设提供了可行性依据设计建厂依据。     

某铁矿浮选尾矿再磨再选试验研究

某铁矿在强磁-浮选工艺中,浮选尾矿品位较高,接近原矿品位,造成金属量的流失,通过对该铁矿的浮选尾矿进行再磨再选试验,从而进一步降低浮选尾矿品位,提高铁精矿的回收率和产量。     

贵州某锌尾矿可选性试验与综合利用

贵州某锌尾矿锌品位0.49%,Ca O品位26.62%,硫品位4.42%,主要矿物白云石占85%。68.04%的锌赋存于氧化矿中,多分布于-0.074 mm粒级中。为探索该锌尾矿再利用的可能性,进行可选性试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 91%的条件下,1粗1扫硫化矿浮选—氧化矿1粗1扫加温硫化浮选工艺流程可获得锌品位1.31%、回收率53.15%的锌精矿,达到锌硫化矿最低工业利用品位,但锌回收指标不理想,且流程复杂、成本高,不宜通过选矿回收锌。通过磁选、浮选等除铁后,白云石精矿可作为冶金熔剂、耐火材料等原材料,尾矿可用于生产硫酸。该综合利用方案可用于该锌尾矿的资源化利用,对于减少尾矿堆存量、提高资源利用率具有一定的参考价值。     

云南某氧化铅锌矿选矿试验研究

云南某氧化铅锌矿原矿含铅1.44%, 含锌7.04%, 泥化严重, 且嵌布粒度细, 针对该矿石, 在不脱泥的条件下, 采用硫化-黄药法浮铅和硫化-胺法浮锌工艺流程, 并对传统的药剂制度进行了改进, 最终获得了铅品位为30.74%、铅回收率为64.66%的铅精矿和锌品位为23.51%、锌回收率为71.02%的锌精矿, 实现了铅、锌的分选回收。     

氧化铅矿石硫化浮选工艺研究

针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。     

某铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿的特征,通过多种方案的比较,采用"铜铅混选,铜铅精矿分离,尾矿选锌"工艺流程,铜铅混选调整剂用硫酸锌+亚硫酸钠+碳酸钠组合抑制锌,TY-1作为铜铅混选的捕收剂,水玻璃+亚硫酸纳+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离,使该矿石取得较好的选矿指标。     

方解石对白铅矿硫化浮选性能影响研究

通过浮选实验、吸附量测试、Zeta电位测试等方法研究了方解石对白铅矿硫化浮选的影响。结果表明,丁基黄药作用下白铅矿的可浮性较好,而方解石基本不可浮;方解石粒度对白铅矿硫化浮选影响较大,粒度越小白铅矿硫化浮选性能越差;pH=9.5左右时,白铅矿表面荷负电,方解石表面荷正电,两种矿物由于静电吸引作用而发生异相凝聚,使微细粒方解石罩盖在白铅矿表面,从而降低硫化钠在白铅矿表面的吸附,抑制白铅矿的浮选。     

某高结合率氧化铜渣的浮选试验研究

对某氧化率高、结合率高、主要矿物成分为硅孔雀石的的氧化铜渣进行了浮选试验研究。确定了获得最佳硫化效果时硫化钠与硫酸铵的用量比例, 研究了矿浆pH值对硫化浮选指标的影响, 并考察了两种羟肟酸与Y89、丁胺黑药混合捕收剂的协同捕收作用。结果表明, 在pH=5左右, 硫化剂硫酸钠和硫酸铵比例为1∶1, 以磷酸乙二胺作活化剂, Y89和丁胺黑药混合, 并添加烷基(C_5～9)羟肟酸作捕收剂, 经一粗一扫两精两段磨浮开路流程, 获得铜精矿品位为11.52%, 回收率达59.89%。     

云南某高铁氧化铅锌矿选冶工艺回收铅、锌及铁的试验研究

对云南某高铁氧化铅锌矿进行了试验研究。结果表明, 采用选冶结合新工艺能综合回收铅、锌及铁。采用常规硫化浮选工艺能得到铅品位为50.43%、铅回收率为72.46%的铅精矿; 选铅尾矿采用配煤高温还原-磁选工艺, 能得到铁品位为87%左右、铁回收率在90%左右的金属铁粉, 锌在高温还原过程中的挥发率高达90%左右。该选冶新工艺能为开发利用此类难选氧化铅锌矿提供借鉴意义。     

Influence of important factors on flotation of zinc oxide mineral using cationic, anionic and mixed (cationic/anionic) collectors

In this study, the influences of important factors on smithsonite flotation are investigated. Dosages of sulphidizing agent and collector, desliming prior to flotation and the use of sodium hydroxide instead of sodium carbonate as the pH regulator are essential to the effective recovery of smithsonite in cationic flotation. The appropriate temperature for flotation was found to be 30–40 °C. Sodium hexametaphosphate (SH) and sodium silicate had the greatest selectivity between smithsonite–calcite and smithsonite–quartz, respectively. The results of oleic acid flotation showed that the grade and recovery of zinc were relatively low in comparison with the sulphidization-cationic flotation method. Despite using sodium silicate and SH as depressants in oleic acid flotation, flotation was not selective. Flotation using mixed collectors (Armac C + Potassium Amyl xanthate) showed promising results. The ratio of the mixed collectors and the sequence of addition of mixed collectors were important criteria in attaining true mixed collector flotation.     

贵州某含铁泥化氧化锌矿的浮选试验研究

针对贵州某地含铁泥化氧化锌矿的特点, 采用硫化-胺法浮选工艺进行了试验研究。结果表明, 在不脱泥的情况下, 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占84%, 矿浆pH=10.5左右, 分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t, 抑制剂水玻璃和淀粉的总用量为700 g/t, 硫化剂硫化钠用量为7 kg/t, 捕收剂十八胺的用量为150 g/t时, 在锌给矿品位为6.54%条件下采用一粗三精两扫工艺, 可获得锌品位36.58%, 回收率为82.27%的锌精矿, 有效实现了氧化锌的浮选。     

某氰化尾矿综合回收铜铅的试验研究

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程,对山东某黄金氰化厂氰化尾矿进行了实验室试验研究,结果表明:铅浮选采用一粗两扫三精的选别流程,选用水玻璃分散矿泥,硫酸锌抑制闪锌矿,异戊基黄药与乙硫氮作捕收剂,可取得铅回收率、品位分别为76.51%、43.28%的合格铅精矿;铜浮选采用一粗两扫两精的选别流程,选用脱药剂A、活化剂硫酸铜和B,捕收剂丁基铵黑药和Z-200号,可获得铜回收率、品位分别为62.03%、18.02%的合格铜精矿。     

磷矿擦洗尾矿浮选试验研究

针对云南某地硅钙质擦洗尾矿,采用SJ-01为调整剂,分别在粗选用水玻璃,一次精选用FS作抑制剂,油酸钠和煤油乳化后的复合药剂为捕收剂的浮选工艺流程,获得了精矿P2O5 31．05％、回收率86．08％的浮选指标。