某铅锌矿铅精矿降锌及提高伴生金、银综合回收试验研究

随着回采作业区推进,青海某铅锌矿采出矿石品位及性质发生了变化,原矿伴生Au、Ag等贵金属回收率偏低,铅精矿中Zn含量有所升高,影响了Zn回收率。为此,在现场工艺流程及条件的基础上,开展了小型试验研究。试验过程中使用了金银高效捕收剂A_(22)及新型锌矿物抑制剂T_(27),提高了Au、Ag回收率的同时降低了铅精矿中Zn含量,稳定了指标。小型试验闭路结果Au回收率提高了9.76个百分点,Ag回收率提高了8.97个百分点,铅精矿中Zn含量降低了0.99个百分点,指标改善较为明显,经济效益显著。

表面粉碎模型在提高铜冶炼渣碎磨效能的工业实践

铜冶炼渣既是固废,亦是宝贵的二次资源,其含有Cu及伴生Au、Ag等贵金属,具有较高的回收价值。受冶炼工艺影响,与原生矿相比铜冶炼渣具有嵌布粒度微细、硬度高、难磨等特性。通过采用不同性质的铜冶炼渣配比生产,在半自磨中以老渣充当磨矿介质,形成老渣表面粉碎模型,实现均匀细化粉碎,增加目的矿物的单体解离度,在提高有价值金属回收率的同时有效降低钢球消耗。

十二胺和十二烷基三甲基氯化铵对石英浮选行为及浮选机理

这是一篇矿物加工工程领域的论文。本文针对两种阳离子捕收剂十二胺(DDA)和十二烷基三甲基氯化铵(DTAC)对石英浮选的捕收性能做出了一系列实验研究。通过浮选实验、吸附量实验、动电位实验分别考查了两种药剂在不同浓度、不同pH值下对石英回收率、药剂吸附量、zeta电位的影响。实验表明,两种捕收剂在中性条件下均可在浓度为1×10^(-4)mol/L时使石英的回收率提升到接近100%,而强酸环境下两种捕收剂的捕收性能都会下降。在该浓度下,两种捕收剂均可使石英的零电点从pH值约为3左右提升到4左右;中性条件下,随着捕收剂浓度的增加,石英的zeta电位会从负变为正;碱性条件下,由于分子构造差异,两种捕收剂分子的吸附特征有所不同。

青海某含金富银铅锌矿浮选试验研究

青海某铅锌矿选厂工艺较成熟,随着开采深度的变化矿石性质较前期也有一定程度的改变。目前,选厂存在铅精矿含金品位降低,铅、锌精矿互含较高的问题,制约选厂技术指标的提升。本试验研发高效选金药剂A11,并进行了一系列药剂用量、操作方式等技术攻关,最终在原矿Pb品位3.55%、Zn品位4.85%,含Au 0.59 g/t、Ag 42.71 g/t的情况下,通过“优先浮铅+锌硫混浮+锌硫分离”工艺取得良好技术指标,其中铅精矿中Au、Ag品位及回收率均有较大幅提高。

青海某含铅锌金银复杂多金属矿综合回收工艺研究

为了合理开发青海某含铅锌金银复杂多金属矿,对该多金属矿进行了详细的选矿试验。试验结果表明:在原矿磨至-0.074 mm65%时,采用优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程,实现了铅、锌、硫的有效分离;试验室小型闭路试验获得了含铅73.62%、含锌1.89%、铅回收率77.01%的铅精矿,硫品位35.47%、含铅1.34%、含锌0.73%、硫回收率2.84%的硫精矿,含锌44.20%、含铅1.21%、锌回收率87.30%锌精矿,大大提高了资源利用率,经济效益显著。

某高氧化率铅锌矿选矿试验研究

针对某铅锌矿石嵌布粒度微细、共生关系复杂、氧化率高的性质特点,开展了系统的选矿试验研究。确定采用铅锌依次优先浮选的原则流程,并通过条件试验制定了适宜的药剂制度。结果表明:①铅浮选作业添加Na2S可有效活化部分白铅矿,提高铅回收率;采用XDT-22配合硫酸锌能有效抑制锌矿物的上浮,降低铅精矿中锌的含量;以XCT-11作为辅助捕收剂,可进一步提高铅回收率。②锌浮选作业采用组合捕收剂XCT-11能强化对锌矿物的捕收,提高锌回收率。③在磨矿细度-74μm占75%的条件下,闭路试验可获得铅品位47.85%、铅回收率68.31%的铅精矿和锌品位45.86%、锌回收率82.81%的锌精矿,指标较为优异。

甘肃某复杂难处理铁矿石磁选试验

甘肃某铁矿中铁矿物主要为磁铁矿,矿物组成复杂、嵌布粒度细微、嵌布关系复杂,且铁品位较低,属于难处理铁矿石。为了使该矿石资源合理的开发利用,采用磁选对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗2精(精选前再磨至-0.045 mm占90%)的试验流程,可获得铁品位63.37%、回收率为68.04%的铁精矿。

某低品位菱锰矿硫酸浸出—金属离子杂质脱除试验研究

为确定低品位菱锰矿石资源的合理开发利用工艺,以广西某贫菱锰矿石湿式磁选精矿(锰含量为18.98%,90.31%的锰以碳酸锰形式存在)为原料,进行了硫酸酸浸—金属阳离子杂质脱除工艺研究。结果表明:(1)试样硫酸浸出的适宜条件为酸矿比0.8,液固比8 m L/g,常温下浸出60 min,锰浸出率为93.02%。(2)浸出液中的金属离子杂质可通过水解沉淀和硫化沉淀方法去除。水解沉淀部分Fe2+氧化剂Mn O2加入量为3 g/L时,调矿浆pH=5.2~5.5,常温下沉淀30 min,铁脱除率达99.98%。硫化沉淀部分的S2-浓度为5×10-3mol/L,pH=5.2,常温沉淀50min时,以Ni2+为代表的其他离子浓度可降至1 mg/L以下。

青海某多金属硫化矿工艺矿物学研究

为了高效综合利用青海某复杂多金属硫化矿,查明矿石性质,制定合理的选矿工艺流程,进行了工艺矿物学研究。研究结果表明:矿石中的铅和锌主要以硫化物为主,硫化物中的铅分布率为95.78%,硫化物中的锌分布率为92.37%;矿石中方铅矿多呈不规则块状分布,粒度分布不均,嵌布粒度较铁闪锌矿嵌布粒度较细,-0.074 mm粒级含量占96.95%,-0.038 mm粒级含量占62.82%;铁闪锌矿多呈粒状分布,粒度分布较为均匀,平均粒径为0.062 mm,其中铁闪锌矿-0.074 mm粒级含量占67.68%,-0.038 mm粒级含量占39.95%;矿石中的有用矿物主要为硫化物,较易回收。

废镁砖中贵金属综合回收技术创新与实践

针对金银转炉拆迁废镁砖中金银含量较高、脉石主要为氧化镁等特点,在生产实践中综合考虑投资成本、可操作性等情况,在小型选矿试验基础上,经技术研究与论证,提出干磨—筛分分选—细粒浮选工艺,即干磨后试样采用高频振筛,将粗粒金银颗粒预先筛分回收,再采用浮选对细粒金银进一步回收,实现了废镁砖中金银的梯级回收。工业生产获得了金银精矿含金674.91 g/t,含银9.14%,金回收率为90.37%,银回收率为88.02%的较好指标,且具有较好的经济效益。