云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究

试验原料来自云南某锡多金属矿选厂的选锡尾矿,尾矿中锡品位为0.35%,是主要的有价金属。尾矿中锡主要以锡石形式存在,锡石占有率为72.39%,该尾矿中细粒级含量高,其中-0.02mm粒级含量高达67.11%,该粒级的锡占有率为68.00%,通过传统浮选及摇床工艺较难回收。针对该尾矿细粒级含量高的特点,确定离心重选为主要工艺,一段离心重选能获得锡品位1.27%、回收率70%的锡粗精矿;经两段精选后,能获得锡品位4.11%、回收率54.10%的锡精矿。采用离心重选(一粗一精)+摇床重选(二次精选)的组合工艺,能获得锡品位17.57%、回收率17.25%的锡精矿。研究表明,采用全离心重选工艺,可获得高回收率的锡精矿产品;采用离心+摇床重选的组合工艺,可获得高品位的锡精矿产品,最终可根据实际需求,确定适合的工艺,能实现该锡资源的二次开发利用。

新型高效浮选捕收剂在伟晶岩锂矿浮选中的应用

为高效利用伟晶岩型锂多金属矿中锂、铍等有价金属元素,在研究矿石性质的基础上进行了浮选试验研究。采用锂铍混合浮选工艺,研究了调整剂、活化剂和捕收剂用量及调整剂搅拌时间对锂多金属矿浮选效果的影响,确定了氯化钙和新型高效捕收剂GYLZ、GYM3的优化用量,浮选闭路试验获得了Li_(2)O品位6.10%、回收率94.01%,BeO品位0.12%、回收率88.53%的锂精矿,实现了锂多金属矿中锂、铍资源的高效回收利用。

浮重联合选矿工艺回收内蒙某锡矿泥中锡的研究

内蒙某微细粒锡矿泥是重选尾矿,其中-0.005mm粒级含量高达38.89%,属于高泥锡物料。对该物料进行了“脱泥—浮选—重选”联合选锡试验,考察了脱泥量、调整剂、抑制剂、活化剂和捕收剂等对锡矿泥浮选指标的影响,并对浮锡精矿进行了重选提质试验研究。结果表明,矿泥含量对浮锡精矿品位和回收率均能产生较大影响,浮选前进行脱泥对于提高浮锡精矿品位和回收率十分有利,浮锡物料中矿泥含量宜控制在22.30%内。水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等抑制剂也会对锡石产生抑制作用,浮锡时不宜加入;碳酸钠具有分散矿泥、沉淀水中Ca^(2+)和Mg^(2+)等有害离子的作用,浮锡碳酸钠适宜用量为300g/t;Cu^(2+)和Pb^(2+)等离子具有活化微细粒锡石,提高锡回收率的效果,浮锡硝酸铅的适宜用量为300g/t;新型高效羟肟酸类捕收剂YM203对微细粒锡石具有良好捕收能力,同等药剂用量下其效果优于水杨羟肟酸、苯甲羟肟酸和C_(5-9)烷基羟肟酸。采用脱泥—浮选工艺流程,在给矿Sn品位0.75%的情况下,获得了浮锡精矿Sn品位6.67%、回收率79.77%的技术指标;基于“锡精矿品位越高、价值越大”的计价原则和浮锡精矿性质特点,浮锡精矿通过摇床精选提质获得了Sn品位31.54%的锡精矿和4.82%的锡次精矿,较提质前锡粗精矿产品价值提升了16532.47元/t,经济效益显著。

某低品位碳酸锰矿选矿实验对比研究

针对某低品位碳酸锰矿,开展了磁、重、浮选以及联合工艺选矿对比实验研究。结果表明,强磁选是处理该矿的较佳工艺流程,通过一次粗选、两次精选、一次扫选、一次精选尾矿再磨磁选的实验流程,最终可获得锰品位21.04%,回收率75.55%的锰精矿产品,该实验研究为同类锰矿的开发提供了依据。

水杨羟肟酸体系中铜离子活化浮选锡石作用机制

通过单矿物浮选试验,考察了水杨羟肟酸(SHA)溶液体系下矿浆pH、Cu^(2+)和SHA用量等因素对锡石浮选行为的影响;借助Zeta电位、AFM以及XPS测试研究了水杨羟肟酸体系中Cu^(2+)活化锡石的机理。结果表明:当SHA浓度为0.52 mmol/L、Cu^(2+)浓度为0.45 mmol/L、pH值约为7.2时,锡石的回收率达到82.95%,回收率较SHA直接浮选体系提高12.89%。Zeta电位和XPS测试结果均表明,SHA在锡石表面主要发生化学吸附,在铜离子活化作用下,铜离子可以通过吸附或者取代作用改善锡石羟基化表面,生成Cu、Sn活性质点,通过直接和间接作用促进了SHA在锡石表面的吸附,生成了稳定的螯合物,提高了锡石的可浮性。

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。

广东某铜钼多金属硫化矿混合精矿中钼的高效分离

为使金属钼能从钼含量为1.62%的铜钼多金属硫化矿混合精矿中高效分离,探索了一种加温预处理-浮选分离的工艺。混合精矿首先经加温脱药,脱药温度为90℃,加温时间为2.5 h,在不磨矿的情况下直接进行一粗-四精-一扫的钼浮选分离工艺,并配合专门浮钼的选择性捕收剂MY,获得了钼品位为45.24%,回收率为86.88%的钼精矿,并使铜、铋等其他有价金属元素富集至浮钼尾矿中,有效的解决了钼从铜钼多金属硫化混合精矿中难分离的问题。

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别(重选+浮选)的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品;-0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明:WO_3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64～0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。

新疆某伟晶岩型锂多金属矿石中伴生元素的回收试验

新疆某伟晶岩型锂多金属矿伴生钽铌锡等有价元素,其中钽铌主要以钽铌铁矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在。为提高伴生元素的回收率,根据矿石性质最终确定了粗磨—重选预富集—强磁选—离心分离的原则工艺流程,并开展了相关条件试验研究。重液分析确定重选适宜的入选粒度为-0.35 mm,在此条件下,通过螺旋溜槽粗选—摇床精选工艺实现了钽铌锡预富集。对预富集精矿进行锡石与钽铌铁矿的强磁选分离,适宜的工作参数为磁场强度800 mT、脉动频率260次/min。非磁性产品主要为锡石和锂辉石,在冲洗水量2.0 L/min、给矿浓度30%、给矿量1.0 kg/min的条件下,确定离心选别适宜的重力加速度为50G。根据条件试验确定的工艺条件,进行螺旋溜槽粗选—摇床精选—弱磁选—强磁选—离心重选全流程试验,最终获得了Ta_(2)O_(5)品位13.90%、Nb_(2)O_(5)品位29.14%、Ta_(2)O_(5)回收率49.50%、Nb_(2)O_(5)回收率58.37%的钽铌精矿及Sn品位41.45%、Sn回收率54.39%的锡精矿,有效实现了伴生有价矿物的综合回收。

伟晶岩型锂辉石矿碱溶蚀-浮选试验研究

以伟晶岩型锂辉石矿为研究对象,通过碳酸钠+氢氧化钠碱溶蚀预处理强化锂辉石和长石可浮性差异,筛选出锂辉石高效组合捕收剂氧化石蜡皂+GYHN,通过协同作用,实现了锂辉石的高效回收,最终获得了Li_(2)O品位5.52%、回收率82.90%的锂精矿。

锡矿泥浮选工艺研究及工业化应用

针对-0.005 mm粒级含量高达46.50%的锡矿泥进行了选矿试验研究。采用选择性絮凝脱泥-浮选脱硫-浮选锡石工艺流程实现了微细粒锡石的回收,在锡矿泥Sn品位0.59%的情况下,获得了锡精矿Sn品位6.80%、回收率54.70%(锡浮选作业回收率达到80.41%)的技术指标,并实现了工业化应用,为微细粒锡资源的高效开发提供了技术支撑。

非洲某风化型铌铁磷多金属矿选矿研究

非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿,原矿含Nb2O50.62%、含P2O58.28%,含Fe 13.91%,矿石风化严重,含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异,采用重选实现有价矿物的预富集,磁铁矿具有强磁性,采用弱磁选回收磁铁矿,磷灰石和烧绿石具有可浮性差异,浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿,重选精矿磨细至-0.074 mm占78%,在磁场强度为0.45 T条件下,经弱磁选铁,获得了Fe品位61.69%,回收率38.83%的铁精矿,选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂,经1粗2精2扫磷浮选,获得了P2O5品位为37.59%,回收率为47.88%的磷精矿,选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂,经1粗2精2扫铌浮选,获得了Nb2O5品位37.56%,Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。

某钨铜多金属共生矿资源综合利用研究

针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_(3)品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_(3)品位为62.04%,WO_(3)回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化,烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质,在原矿Nb_(2)O_(5)、Fe和P_(2)O_(5)品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时,采用“搅拌⁃脱泥⁃浮磷⁃弱磁选选铁⁃浮铌”工艺流程,获得Nb_(2)O_(5)品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿,P_(2)O_(5)品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿,实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。

钨多金属硫化矿分离废水处理及循环利用研究

对粤北某钨多金属硫化矿加温脱药的废水进行了试验分析,发现直接返回原流程中,对铜、钼、铋回收率影响较大,因此对废水进行了处理。通过系统研究发现,主要是废水中的残留药剂及悬浮物对浮选产生了影响,通过混凝沉淀吸附的方式,以25 mg/L XN-3为絮凝剂、20 mg/L PAC为助凝剂,加入20 g/L活性炭为吸附剂,沉降120 min后,COD和SS的脱除效果明显,COD脱除率为49.46%。对处理后的回水进行选矿试验,和小型试验相比,除钼精矿钼品位有所降低以外,改质后的回水对铜、钼、铋分离影响不大,实现了加温脱药废水的零排放。

南非低品位铂钯尾矿选矿试验研究

南非某低品位铂钯尾矿,其铂品位为1.1 g/t,钯品位为0.5 g/t,Cr(2)O_(3)品位17.96%。采用“强磁选预富集-细磨浮选高效富集”工艺流程进行处理,以SH作抑制剂、硫酸铜作活化剂,丁黄药+SAC作铂钯捕收剂,全流程实验获得铂品位65.9 g/t,钯品位24.0 g/t,铂回收率60.93%,钯回收率48.72%,铂+钯品位89.9 g/t的铂钯精矿,同时获得Cr(2)O_(3)品位39.19%,回收率70.19%的铬精矿。实现了铂钯尾矿中铂钯的有效回收,并综合回收了铬。

含纤维锌矿的铜锌硫化矿分选中铜精矿降锌试验研究

国内某铜锌硫化矿中锌以极为少见的纤维锌矿形式存在,并且与黄铜矿的嵌布关系极为复杂。由于锌矿中锌与锰、镉构成完全类质同相固溶体,具有"易浮难抑"的特点,造成铜精矿中锌的含量超标。通过大量的纤维锌矿的特效抑制剂和黄铜矿的高选择性捕收剂试验,最终选择GY316做抑制剂,GYT做捕收剂,获得了铜品位为20.05%、回收率为66.07%的铜精矿,其中含锌为6.91%,实现了铜精矿降锌的目的。

某钛铁矿尾矿中磷和稀土的综合回收利用

对某钛铁矿尾矿进行化学多元素分析,确定综合回收利用其中的磷矿物和稀土矿物。对该尾矿进行了磁选、浮选探索试验以及条件试验,最终确定采用浮选工艺回收尾矿中的磷灰石和稀土矿物。经过一粗四精两扫的浮选富集后,可获得P_2O_5的品位为37.01%,回收率为95.04%,REO品位为1.02%,回收率为75.14%的磷精矿。