高炉瓦斯泥浮选碳工艺试验研究

河北某钢厂高炉瓦斯泥碳原矿品位为25.56%,碳含量较高,是很好的选碳原料,具有很高的利用价值。对高炉瓦斯泥中的碳进行浮选回收不仅可以提高资源利用效率,减少资源浪费,又可以很好的保护环境。本文在分析高炉瓦斯泥原料性质的基础上,通过单一浮选条件试验,考察了不同的矿浆浓度,抑制剂用量,捕收剂用量,起泡剂用量对浮选最终效果的影响,找到了合适的高炉瓦斯泥碳浮选回收工艺。试验结果表明:在矿浆浓度为5%,六偏磷酸钠用量为80 g/t,苛性淀粉用量为80 g/t,捕收剂柴油用量为900 g/t,起泡剂2#油用量为50g/t的条件下经过一次粗选三次精选的开路浮选工艺流程,最终获得了产率为25.79%,品位为69.85%,回收率为70.31%的碳精矿,取得了较好的选别指标,为此类矿物的选别提供宝贵经验。     

高炉布袋除尘灰浮选脱锌及尾矿应用分析

为综合利用龙钢炼铁厂中的高锌含量高炉布袋除尘灰,对原料进行了矿物成分分析。结果表明,该除尘灰中锌含量为6.39%,锌主要以氧化锌形式存在。采用硫化-黄药浮选脱锌工艺,确定了最佳工艺参数为硫化钠3 kg/t,水玻璃1 kg/t,六偏磷酸钠2 kg/t,硫酸铜500 g/t,丁基黄药800 g/t,分析了各药剂用量对浮选后精矿中锌指标的影响规律。试验获得锌品位13.44%,锌回收率78.34%的精矿和锌品位0.28%,全铁品位51.73%的尾矿,尾矿锌含量大幅降低,满足作为炼铁原料的技术指标。     

甘肃某锌挥发窑渣回收碳银的试验研究

甘肃某锌挥发窑渣中碳品位为16.50%,银品位为156.20 g/t。为了综合回收窑渣中的碳、银等有价组分,进行了浮选试验研究。试验结果表明,窑渣在磨矿细度为-0.074 mm含量为75%的条件下,经过一次粗选和一次精选回收焦炭,碳粗选尾矿和精选中矿合并再经过一次粗选、两次精选、一次扫选和中矿顺序返回的闭路流程回收银,最终获得了含碳71.20%、碳回收率为95.16%的碳精矿和含银822.50 g/t、银回收率为82.11%的银精矿。     

从高炉瓦斯泥中提取碳、铁、锌的试验研究

在对瓦斯泥进行样品性质研究的基础上,采用浮选—磁选—重选的原则流程,回收碳、铁、锌三种有用元素。试验结果表明,当柴油用量为500 g/t,2#油用量为25 g/t,六偏磷酸钠用量为100 g/t,矿浆浓度为10%,采用一粗两精一扫工艺,可获得固定碳含量66.12%、回收率66.19%的碳精矿产品。对碳尾矿进行弱磁选—强磁选工艺,可得到铁品位为53.97%、回收率94.86%的铁精矿。对铁尾矿进行重选试验,使用悬振锥面选矿机最终使锌富集至18.99%,回收率为77.03%。该试验流程为类似瓦斯泥的回收利用提供了基础数据。     

从锌精矿中回收金银的工艺研究

采用抑锌浮金银工艺,通过一次粗选、一次扫选、一次精选的浮选流程分离回收金银。获得含金20.96 g/t、银1 807.38 g/t、回收率金90.35%、银93.79%的金银精矿和含锌53.97%、锌回收率98.97%的锌精矿。试验结果表明,锌精矿通过浮选分离回收金银,锌精矿品位提高10%以上。实现金银综合回收的同时,锌精矿的品质得到较大提高。     

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%。     

浙江某复杂多金属银铅锌矿石选矿试验

浙江某银铅锌多金属矿石铅、锌、银含量分别为1.10%、3.70%、84.50 g/t,铅、锌主要以硫化铅、硫化锌形式存在,具有较高的开发利用价值。为充分回收矿石中的有价元素,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。确定的最终工艺流程为1粗3精2扫选铅、1粗2精1扫选锌、1粗1精选硫,最终获得铅品位为46.40%、铅回收率为81.02%、含银3 300.00 g/t、银回收率为75.17%的铅精矿,锌品位为4800%、锌回收率为88.17%的锌精矿,以及硫品位为36.70%、硫回收率为50.98%的硫精矿。较充分地实现了矿石中有用矿物的回收。     

西藏某混合铅锌矿优先浮选试验研究

针对某混合铅锌矿,进行了优先浮选试验研究,在磨矿细度-0.074mm70%,石灰3500g/t,水玻璃600g/t,硫化钠500g/t,硫酸锌1000g/t,乙硫氮120g/t,松醇油32g/t的条件下,进行1粗3精1扫的铅优先浮选,铅浮选尾矿在石灰1000g/t,硫酸铜200g/t,丁黄40g/t,松醇油16g/t的条件下进行1粗3精2扫锌浮选,最终的闭路试验可得到铅品位58.37%、含锌4.20%、铅回收率77.86%的铅精矿和锌品位44.16%、含铅1.48%、锌回收率84.76%的锌精矿。铅锌实现了较好的回收,可为该铅锌矿确定工艺流程做参考。     

塔吉克斯坦某铜锌锡金银多金属矿综合回收利用研究

塔吉克斯坦铜锌锡金银多金属矿硫化矿物共生关系密切,尤其是毒砂含量较高。部分毒砂的可浮性较好,因此对硫化矿的分选造成了很大的困难。针对此种性质的矿石,采用铜锌混合浮选、铜锌分离、锌与毒砂和黄铁矿分离和锡石浮选的工艺流程,成功地实现了铜、锌、锡和毒砂的综合回收。获得了铜精矿品位20.56%,含银716.7 g/t,铜回收率80.97%,银回收率40.46%;锌精矿品位40.26%,回收率48.3%;锡精矿品位31.47%,回收率40.2%;砷精矿品位22.02%,含金0.43 g/t,含银118.39 g/t,砷回收率92.68%,金回收率90.39%,银回收率53.52%。该研究为类似复杂铜锌锡金银多金属矿的开发和利用提供了新的思路。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

东鞍山铁矿强化细粒铁矿物回收新技术研究

针对东鞍山烧结厂强磁选作业尾矿铁品位偏高,现有的强磁设备不能有效回收细粒铁矿物的问题,在强磁给矿样品工艺矿物学研究基础上,基于聚团分选理论,通过聚团强磁选试验详细考察了分散剂及淀 粉用量、强磁分选参数等因素对微细粒铁矿强磁分选效果的影响,通过混磁精矿反浮选试验考察了选择性聚团预处理对反浮选分选指标的影响。聚团强磁选试验结果表明：在水玻璃用量为500 g/t、DLA用量为250 g/t ,搅拌转速为900 r/min、搅拌时间为5 min、矿浆pH值为10.0、冲次为170次/min、矿浆流速为120 mL/s、磁选背景磁感应强度为1.0 T的条件下,可获得铁品位为47.65%、铁回收率为71.54%的磁选指标,与不添加药 剂调浆相比,磁选作业铁回收率提高了4.58个百分点,选矿效率提高了2.42个百分点。混磁精矿反浮选试验结果表明：与常规高梯度强磁选—反浮选工艺相比,采用选择性聚团—高梯度强磁选—反浮选工艺最终获得 的精矿品位变化不大,而混磁精矿铁回收率提高了2.05个百分点,最终浮选精矿铁回收率提高了4.37个百分点。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

废旧磷酸铁锂动力电池混合电极材料分选工艺研究

为实现废旧磷酸铁锂动力电池电极材料的清洁、高效及规模化回收,研究了磁选和浮选对废旧磷酸铁锂动力电池混合电极材料的分离提纯效果,提出了磁选与浮选联合的分选工艺。试验结果表明,在背景磁场强度为637kA/m,脉动冲次为300次/min,煤油用量为400 g/t和甲基异丁基甲醇用量为400 g/t的条件下,通过磁选-浮选联合分选工艺分离提纯混合电极材料,可获得产率为43.75%,C品位低至4.7%的磷酸铁锂精矿和产率为26.02%,C品位高达91.7%的石墨精矿。试验结果可为废旧动力电池电极材料的高效分离提供参考。     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选 分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

鞍山某铁矿石磁选—反浮选试验研究

鞍山某铁矿石铁品位为32.19％,铁主要以磁铁矿及赤铁矿形式存在,主要脉石矿物为石英.针对该矿石采用磁选—反浮选原则流程进行试验研究,以期确定合理的工艺参数,为该类矿石资源的高效开发利用提供技术支撑.结果表明:原料在磨矿细度-0.045 mm含量为85％,弱磁选磁场磁感应强度为0.1 T,强磁选背景磁感应强度为0.5 ...     

齐大山选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究

针对齐大山铁矿选矿分厂反浮选工艺不能有效回收微细粒铁矿物,导致尾矿品位较高的现象,在实验室以石油磺酸钠作为捕收剂和絮凝剂,进行了齐大山铁矿选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究。结果表明：使磁选精矿发生剪切絮凝的适宜条件为磨矿细度-0.037 mm占85%,矿浆pH=3,石油磺酸钠用量5 kg/t,水玻璃用量300 g/t,搅拌强度2 200 r/min,剪切絮凝时间6 min。在此条件下将磁选精矿剪切絮凝后进行1粗3精1扫闭路浮选,获得了精矿铁品位为66.80%,回收率为95.93%,尾矿铁品位仅5.03%的较好指标。     

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。     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

鲁南矿业浮选尾矿再选工艺研究

鲁南矿业有限公司铁矿石系鞍山式贫磁铁矿,现场生产反浮选尾矿品位达27%,以磁铁矿形式存在的铁占76.54%,存在回收的可能性。采用磁选-反浮选工艺对现场浮选尾矿进行再选试验,结果表明：在再磨细度为-0.043 mm占90%、磁场强度为110 kA/m时,可以得到铁品位为44.36%的磁选精矿,将其作为反浮选的给矿,在浮选温度为35℃,粗选NaOH用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO为300 g/t、MD-27为300 g/t、矿浆浓度为40%时,经1粗1精2扫闭路反浮选,得到的精矿铁品位为62.39%、回收率为49.36%,满足了公司对铁精矿品质的要求,可以作为现场流程改造的依据。