四川某金矿石重选-浮选联合工艺技术

四川某金矿石中金的品位为3.74g/t,主要以自然金的形式存在,粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致。为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位、提高金总体回收率的目的;嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此,采用尼尔森重选—浮选联合工艺开展试验研究。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074mm占70%,重力倍数90G,液态化水量9L/min,该条件下可获得金品位67g/t、回收率80.72%的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100g/t,捕收剂丁基黄药∶丁铵黑药2∶1、用量为40g/t,起泡剂松醇油用量20g/t以及粗选时间为3min,该条件可获得金品位11.04g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“一粗二精二扫”浮选流程,进行重选—浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6g/t、回收率73.81%的重选金精矿和金品位63.1g/t、回收率24.25%的浮选金精矿,浮选金尾矿中金品位为0.09g/t、回收率为1.92%。

弓长岭某磁铁矿高效制备超级铁精矿研究

超级铁精矿作为一种高附加值的新型材料,具有巨大的发展潜力。弓长岭某磁铁矿TFe品位45.62%,SiO_(2)是其主要的脉石成分,含量为33.21%,有害元素P、S含量较低。矿石中的铁主要赋存在磁铁矿中,占全铁的95.05%。矿石中磁铁矿粒度较粗,主要分布在+0.074mm,分布率为82.37%。磁铁矿主要以单体形式产出,部分微细粒石英以包裹、反包裹和细脉状嵌布于磁铁矿中,较难完全解离。为实现该矿石的高值化利用,开展了超级铁精矿制备工艺研究。结果表明,采用阶段磨矿—阶段磁选—反浮选工艺处理该磁铁矿石,在一段磨矿细度为-0.074mm占65%、二段磨矿细度为-0.025mm占90%、反浮选工艺中粗选和精选的捕收剂用量均为25g/t的条件下,可以获得TFe品位72.35%、回收率为81.03%、SiO_(2)含量为0.17%、酸不溶物为0.19%、其他杂质含量微量的高品质超级铁精矿,以及TFe品位71.37%、回收率为6.07%的高纯铁精矿和TFe品位60.26%、回收率为6.71%的普通铁精矿,为磁铁矿的高附加值和梯级化利用提供了技术依据。

山东某金矿选矿试验研究

以山东某金矿为研究对象,采用重-浮联合工艺流程可获得金品位为88.18 g/t、回收率为17.00%,银品位为16.28 g/t、回收率为2.01%的重选金精矿,和金品位为55.59 g/t、回收率为76.28%,银品位为89.96 g/t、回收率为79.11%的浮选金精矿。总精矿的金品位为59.60 g/t、金回收率93.18%,银品位80.89 g/t、银回收率81.12%。该金矿采用重-浮联合工艺流程可以较好地实现金的有效回收,同时对伴生金属银实现综合回收。本研究可以实现金银的综合有效回收,为该类型金矿资源的回收利用提供重要指导。

某石英脉型含金矿石工艺矿物学研究

针对某石英脉型含金矿石进行了详细的工艺矿物学研究,并在此基础上开展了重选—重尾浮选试验及金流失状态考查。研究结果表明:金为唯一有价回收元素,金品位为1.78 g/t。金矿物主要以自然金、银金矿形式存在,以包裹金(占45.33%)形式嵌布。粒度主要集中在-0.037 mm,占78.98%。采用重选—重尾浮选工艺,总金回收率为94.80%,浮选尾矿中流失的金矿物主要以脉石矿物包裹金形式存在,目的矿物浸出效果良好,金流失特征符合工艺矿物学研究结果。

山东某氰渣综合回收铁试验研究

山东某黄金选冶厂氰渣中主要有价元素为铁,品位为20.29%,矿物主要以磁铁矿、褐铁矿、硅铁矿形式存在。因该氰渣嵌布粒度微细,且褐铁矿理论含铁偏低,为了尽可能获得高品位铁精矿,开展了选矿试验研究。试验结果表明:采用弱磁粗选—强磁粗选—摇床精选联合工艺流程可实现铁资源的回收利用。若将弱磁精矿、摇床中矿、摇床精矿合一可获得铁品位为59.27%、铁回收率为48.01%的铁精矿;若将弱磁精矿、摇床精矿合一,可获得铁品位为61.21%、铁回收率为46.66%的铁精矿。

某钨细泥选矿工艺优化研究

某钨选厂细泥中钨矿物多分布在-37μm粒级,以黑钨矿为主、白钨矿少量,钨矿物在产率低的粗粒级有一定程度的富集,现场采用离心机脱泥—黑白钨矿混合浮选—白钨矿浮选—摇床重选回收黑钨矿工艺处理,WO_(3)回收率仅在40%左右。为解决现场工艺流程复杂、钨矿物回收效果不理想问题,对现场混合浮选精矿进行了悬浮振动带式精选机分选试验。结果表明,1次粗选工艺在给矿浓度20%、给料流量140 kg/h、振动速度350 r/min、皮带速度140 cm/min情况下,可获得WO_(3)品位38.13%、WO_(3)作业回收率88.03%的钨粗精矿;采用悬浮振动带式精选机1次粗选、粗选中矿悬浮振动带式精选机再选,最终钨精矿WO_(3)品位为31.60%、WO_(3)作业回收率为89.88%,对现场矿泥的WO_(3)回收率为72.65%。悬浮振动带式精选机分选工艺不仅显著简化了选别流程,而且WO_(3)回收率得到显著提高,可指导现场进行工艺流程改造。

刚果(金)高炭质页岩铜钴矿脱碳精矿回收铜钴试验研究

刚果(金)高炭质页岩铜钴矿脱碳精矿中由于炭质物及轻质脉石的存在,致使直接浮选处理精选富集比低,无法形成合格的铜钴精矿,所以现场将脱碳精矿排放至总尾矿中,导致铜钴金属流失严重。针对以上问题,开展了脱碳精矿样品性质研究及回收铜钴小型试验研究,确定了离心重选预处理—离心粗精矿浮选的工艺流程,有效解决了炭质物对浮选的干扰,采用该工艺处理脱碳精矿,小型闭路试验产出的铜精矿Cu品位18.45%、Co含量3.22%,达到了产品销售标准,铜、钴金属实际回收率分别提高了5.81、3.48个百分点。

细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究

某细粒难选钨矿石原矿WO_(3)品位为1.56%,矿石中钨矿物主要为黑钨矿,黑钨矿以细粒嵌布为主,采用重选工艺回收钨资源困难。为实现黑钨矿高效回收,提高资源利用率,研究采用磁浮联合选矿工艺回收黑钨矿。结果表明:采用强磁选预先抛尾—强磁选粗精矿浮选脱硫—脱硫钨精矿脱磁处理后弱磁选除铁—除铁钨精矿强磁选精选工艺可获得高品质钨精矿。全流程试验获得WO_(3)品位61.48%、含硫0.04%、含铁6.72%,WO_(3)回收率85.74%的钨精矿;获得铁品位为64.97%、含硫0.05%,铁回收率60.64%的铁精矿。

含铀硼铁矿选铁尾矿中铀硼资源回收试验研究

辽宁翁泉沟地区含铀硼铁矿中铀、硼资源丰富,主要以晶质铀矿和硼镁石的形式存在,某选矿厂含铀硼铁矿选铁尾矿中U、B2O3品位分别为0.0133%、14.05%。为了提高该选铁尾矿中铀、硼资源的利用率,进行了矿物特征自动定量分析系统(AMICS)测试、化学分析、铀硼元素的平衡计算和粒度分析,探明了尾矿中的矿物存在形式、粒度分布、解离特性、元素分布等特征,根据试样性质,制定了“微细粒铀、硼矿物强化物理场预富集—摇床精选—重选尾矿浮选”的重—浮联合工艺分选流程。试验结果表明:通过优化离心分选、摇床分选、浮选的操作,获得了铀精矿中U品位0.1518%,U作业回收率60.16%,硼精矿中B_(2)O_(3)品位14.76%,B_(2)O_(3)作业回收率94.84%的分选指标;铀矿物主要分布在-74μm细粒级中,U分布率为77.13%,硼矿物主要分布在-38μm细粒级中,B2O3分布率为84.67%;和原工艺指标相比,选铁尾矿中U、B_(2)O_(3)回收率都得到提高,可为企业增加效益。该含铀硼铁矿选铁尾矿重—浮联合工艺可以有效回收微细粒铀、硼矿物,对其他微细粒矿物的回收具有借鉴意义。

某金矿快速浮选工艺与重—浮联合工艺对比试验研究

在对某金矿矿石性质研究的基础上,采用快速浮选工艺与重—浮联合工艺进行对比试验研究,探索两种工艺的最优流程与药剂制度。结果表明,原矿金含量为2.43g/t,其他有价金属含量较少,当磨矿细度为-0.074mm占70%时,裸露金含量占57.49%,其他主要为黄铁矿和毒砂包裹金。在-0.074mm占70%的细度条件下,采用快速浮选工艺,可获得金品位54.20g/t、回收率70.81%的金精矿1和金品位17.52g/t、回收率19.76%的金精矿2,金综合回收率达到90.57%;采用重—浮联合工艺,可获得金品位177.2g/t、回收率29.44%的重砂和金品位30.68g/t、回收率59.52%的金精矿,金综合回收率为88.96%。两种工艺均贯行的是“能收早收”的原则,但选矿指标略有差异,快速浮选工艺有利于提高金的回收率,而重—浮联合工艺则有利于获得部分高品位精矿产品。可根据实际情况选择不同的工艺流程。

攀西某低品位钒钛磁铁矿选厂铁尾矿选钛试验

攀西某低品位钒钛磁铁矿选厂选铁尾矿隔粗(+1.5 mm)后TFe品位为12.42%、TiO_(2)品位为6.64%,主要有用矿物钛铁矿、磁铁矿多以微晶的形式赋存在脉石矿物中。为高效回收其中的钛矿物进行了选矿试验研究。结果表明,试样经重磁联合选矿可获得TFe品位为19.00%、TiO_(2)品位为19.14%重磁联合精矿;重磁联合精矿经磨矿、一次脱硫浮选、1粗3精浮选选钛流程处理,获得了TFe含量33.87%、TiO_(2)品位47.24%、TiO_(2)回收率70.17%、杂质含量较低的合格钛精矿,浮选工艺发挥了高效脱杂效果,且TiO_(2)损失有限;精选尾矿主要为不同程度的钛矿物连生体,这些精选尾矿合并返回再磨系统后可以很好地回收其中的钛,以获得更高的钛回收率。

云南某金矿氰化尾渣再利用选矿试验研究

云南某金矿开采已有近百年的历史,由于历史遗留问题在民采过程中地表上堆存了大量的氰化尾渣,含金量在(3~4) g/t,具备一定的回收利用价值,针对上述情况开展一系列试验研究,该氰化尾渣处理方式采用重+浮联合工艺,尾渣中金回收率可达85.57%,实现对有价金属的充分回收。

广西某高硅铝土矿尾砂分选试验研究

广西某高硅铝土矿为实现其尾砂中含铝矿物的回收利用,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm75%时,经1次重选,重选中矿、尾矿合并后进行1粗1扫3精1精扫、中矿顺序返回的闭路正浮选脱硅流程,获得了Al_(2)O_(3)品位65.80%、铝硅比7.95、Al_(2)O_(3)综合回收率68.98%的铝土矿精矿,重选—浮选联合工艺流程的提铝脱硅效果显著,可为类似低铝高硅型铝土矿资源的开发利用提供技术支撑。

我国金红石矿资源分布、开发及技术现状

天然金红石是制取钛白粉、海绵钛、四氯化钛等钛系列产品的优质原料。我国金红石矿资源丰富,广泛分布于湖北、山西、河南、陕西、安徽、江苏、广东、广西、海南等多个省区。原生金红石矿是我国金红石矿的主要工业类型,其占金红石资源总储量的86%,而金红石砂矿仅为14%。目前,我国开发利用的金红石矿主要是海滨砂矿,原生金红石矿仅限小规模开发,其主要原因是因为我国原生金红石矿品位低、粒度细、矿物组成及互相嵌布关系复杂,一些主要伴生的有用矿物与金红石矿物的可选性差别较小,采用单一选矿方法难于分离。金红石矿开发采用的选矿技术主要有重选、磁选、浮选、电选和酸浸,其选矿工艺是由以上两种或两种以上选矿技术组成的联合工艺。选矿工艺复杂,流程长,建厂投资大,经济效益低下,是我国金红石矿开发存在的主要障碍。

组合捕收剂回收某钨矿的试验研究

采用由广州有色金属研究院自主研发的钨矿捕收剂GYB与ZL,对含WO30.81%的原矿,进行黑钨矿和白钨矿的混合浮选,发现GYB与ZL的组合存在正协同作用,并获得了含WO330.07%、回收率为88.79%的粗精矿。对粗精矿进行加温精选获得白钨精矿中WO3品位为68.24%,回收率为60.02%;精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿中WO3品位为66.17%,回收率为13.74%;次钨精矿中WO3品位为32.72%,回收率为10.79%;钨精矿中WO3总回收率为84.55%,获得了较好的选矿指标。

碳酸锰矿选矿工艺研究进展

介绍了国内外锰矿资源现状及分布特点;阐述了碳酸锰矿选矿工艺研究的进展及应用情况,具体包括对重选工艺、磁选工艺、浮选工艺、洗矿工艺、浸出工艺及联合工艺介绍,分析了不同选矿工艺的适用条件及技术优势;提出了碳酸锰矿资源的高效开发利用途径及碳酸锰矿选矿研究方向.

锡石工艺矿物学与选矿工艺

概括了锡矿物的工艺矿物学特性和选矿工艺,阐明了工艺矿物学研究对锡选矿工艺流程的指导作用和重要意义,提出了针对不同的矿物学特性,需要制定出具有针对性的、合理的选矿方案,以提高锡资源的利用率。

一种铜锡矿石的综合回收试验研究

产自中国西部的一种铜锡矿石,属较难选的复杂铜锡矿,根据矿石的工艺矿物学特点,首先采用浮选回收其中的硫化物矿物,得到铜品位达15.81%,铜回收率为73.14%的铜精矿和硫品位为34.59%,硫回收率为70.99%的硫精矿,使矿石中的铜和硫得到了有效回收。然后采用重选—浮选联合流程回收浮铜尾矿中的锡,得到锡品位为35.02%,锡回收率为20.95%的锡精矿和3种锡中矿。这表明,采用浮选—重选—浮选联合流程可以综合回收这种铜锡矿石中的铜、锡和硫。

甘肃某氧化型金矿石选冶技术研究

甘肃某氧化型金矿石金含量为2.25 g/t,伴生银可综合回收。金主要以独立金矿物形式存在,大部分被载金脉石矿物石英所包裹,少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。为高效开发利用该矿石资源,对其进行了选冶联合试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占73.00%条件下,经1粗1精2扫浮选、浮选尾矿重选的闭路流程可获得金品位74.2 g/t、回收率91.28%的混合金精矿。混合金精矿经石灰预处理后,经氰化钠浸出,获得了金浸出率为96.52%、金总回收率为88.10%的指标。试验结果对同类型金矿石的选矿回收具有借鉴意义。

钨矿选矿工艺研究进展

系统地介绍了钨矿选矿技术的现状,分别详细介绍了白钨矿、黑钨矿以及黑白混合钨矿的选矿工艺的进展及方向.白钨矿的传统加温浮选由于环境的恶劣,逐渐被环境良好的常温浮选方法取代,而且常温浮选方法工艺简单、操作方便,越来越受到矿山的欢迎;黑钨矿摒弃了传统的单一重、浮、磁工艺,目前采用的重、浮、磁联合工艺流程正逐渐趋于完善,随着高效率设备离心机以及高梯度磁选机的出现,钨细泥的选矿得到了很大的提高;随着钨矿的开采殆尽,传统的单一浮选已经不能满足低、贫、杂的黑白混合钨矿,多种经典的新工艺不断涌现出来;选冶联合流程针对那些品位低,难处理的钨矿具有良好的效果,是今后钨矿发展的重要方向.