河北某地低品位银锰矿选矿工艺研究

对河北某低品位银锰矿采用强磁选-浮选工艺, 试验结果表明, 在原矿含银210.8 g/t, 磨矿细度为-0.074 mm粒级占30%, 磁场强度955.4 kA/m的条件下, 获得强磁精矿含银595.7 g/t, 浮选银精矿品位7 328.0 g/t, 锰矿泥含银288.7 g/t, 总回收率81.44%, 3种精矿合起来的平均银品位为586.8 g/t, 且工艺简单, 易于工业实现。     

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。     

内蒙古某银铅锌矿选矿试验研究

对内蒙古含银铅锌矿石进行了浮选分离工艺研究。在查明矿石的主要矿物组成及嵌布特征的基础上,依据矿石特性采用铜铅混选-锌浮选的工艺流程进行选矿试验,从含银310.92g/t、铅6.10%、锌4.95%的矿石中获得含铅76.63%、含银3 659.74g/t、铅回收率为91.50%、银回收率为87.11%的铅精矿和含锌55.48%、含银282.84g/t、锌回收率为89.15%、银回收率为7.34%的锌精矿。实现了矿石中银、铅、锌的综合回收。     

河北某锰银矿的工艺矿物学与选矿工艺研究

为了查明河北某锰银矿的工艺矿物学性质,为选矿工艺研究提供矿物学依据,对该锰银矿化学成分、矿物组成、矿石结构构造等工艺矿物学进行了研究.结果表明:该银矿原矿品位为210～220g/t,银主要以锰银矿和自然银的形式赋存,锰银矿物组成较简单,但分布不均匀.金属矿物含量仅为1%～2%,主要为:锰矿物、自然银、少量的磁铁矿和赤铁矿;非金属矿物含量为98%～99%,主要为石英和碳酸盐矿物,石英含量为60%～65%,碳酸盐矿物含量为30%～35%;其次为少量的角闪石和黝帘石.可以采用强磁-浮选工艺,可获得强磁精矿含银595.7g/t,浮选银精矿品位7328.0 g/t,锰矿泥含银288.7 g/t,总回收率81.44%,3种精矿合起来的平均银品位为586.8g/t.     

用分段活化—浮选法回收某锌浸渣中的银

某锌冶炼厂酸浸渣含银150~250 g/t,其中硫化银和单质银等可回收银仅占64.01%,银矿物粒度细且赋存形态复杂。针对该难选冶炼渣,采用分段活化—浮选工艺回收该酸浸渣中的银,并且控制矿浆Zn2+含量小于30 g/L,闭路试验可获得银精矿含银4 466.99 g/t、银回收率57.67%,相比现场银精矿品位及回收率均有较大幅度提升。      

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅-活化选锌-硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1 732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1 430.97 g/t、回收率80.70%。     

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。     

某冶炼厂锌浸出渣银回收试验研究

对某冶炼厂的浸出渣进行原矿分析,该浸出渣属复杂难选的低酸度物料,浮选可以回收大部分银。对该浸出渣采用加铁粉二粗二精二扫的浮选流程方案,可获得银精矿含银1 528.57 g/t,回收率为81.51%。在原有闭路试验的基础上,采用增加一次精选和银精矿过滤的方案可获得银精矿含银2 682.57 g/t,回收率为78.03%。     

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%。     

含金、银低品位铅锌硫化矿综合回收试验研究

针对某低品位铅锌硫多金属硫化矿石的性质特点,经过浮选工艺小型试验研究,采用粗磨—全硫混合浮选—混合精矿再磨—铅锌(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。最终获得含铅58.48%,含锌5.62%,含金15.97 g/t,含银12 896.75 g/t,铅回收率77.18%,金回收率35.23%,银回收率80.46%的铅精矿;含铅0.13%,含锌57.85%,含金0.87 g/t,含银196.79 g/t,锌回收率88.95%的锌精矿;含金3.91 g/t,硫42.36%,金、硫回收率分别为46.41%和59.15%的硫精矿,实现了资源综合回收,从而为合理开发该矿石资源提供了依据。     

贵州某难选褐铁矿选矿试验研究

贵州某铁矿主要铁矿物为褐铁矿和赤铁矿,脉石矿物主要为粘土、绿泥石等铝硅酸盐,铁矿物嵌布粒度细,共生关系复杂,磨矿易泥化,属极难选铁矿。采用重选、强磁选、强磁-反浮选工艺进行选矿试验, 所得铁精矿品位和回收率都很低;在磁化焙烧-弱磁选正交条件优化试验基础上,采用磁化焙烧-磨矿分级-细粒弱磁-粗粒再磨弱磁选工艺,最终可获得铁品位61.22%、回收率77.82%的铁精矿。该试验研究为贵州某褐铁矿的开发利用奠定了基础, 同时对于其它类似铁矿开发利用具有一定的借鉴和参考价值。     

某低品位镜铁矿强磁-阴离子反浮选试验研究

对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。     

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%。     

四川康巴难选铜金银矿综合回收选矿试验研究

四川康巴某铜金银矿含金1.40 g/t、银55.2 g/t、铜0.46%,矿石性质复杂,属难选氧化矿。为综合回收其中的有价金属,开展了选矿试验研究工作。在工艺矿物学研究的基础上,确定采用优先浮选工艺,产品方案为金精矿和铜精矿。试验考察了磨矿细度、药剂制度及流程结构对浮选指标的影响,最终获得金精矿含金79.86 g/t,银3114.07 g/t,铜6.03%;铜精矿含铜35.49%,金12.31 g/t,银553.88g/t。金、银、铜的总回收率分别为81.66%,58.60%和50.58%,分选指标良好,达到综合回收的目的,可为类似矿石高效选别提供借鉴。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

某低品位铁矿选矿试验研究

对某低品位难选氧化铁矿进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选试验研究。首先在磨矿粒度-0.074 mm粒级占65%的条件下通过预先作业抛尾, 因矿石中有用矿物嵌布不均匀, 粒度较细, 选择对粗精矿进行再磨。再磨后的强磁精矿单独反浮选得到浮选精矿与再磨弱磁精矿混合得到最终铁精矿。全流程试验获得了铁品位为61.53%、铁回收率为63.31%的混合铁精矿。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。