尾矿再浮选回收金的生产实践

针对新疆哈图金矿尾矿库尾矿,采用大型磨矿机对尾矿进行再磨,大型浮选柱作为粗选、扫选设备,优化设备组合,进行尾矿再浮选,年处理尾矿30万t,再选回收率可达80%,生产黄金240 kg,白银600 kg,年产值8 000多万元,具有较高经济效益。

高岭土尾矿中低品位铅锌硫化矿捕收-抑制-再活化浮选研究

对高岭土尾矿所含低品位铅锌硫化矿进行了分别回收铅、锌、硫精矿的浮选分离研究。采用捕收-抑制-再活化浮选工艺流程获得了铅品位和回收率分别为69.32%、75.95%的铅精矿,锌品位和回收率分别为59.23%、82.53%的锌精矿以及硫品位和回收率分别为52.52%、70.22%的硫精矿。

浮选分级—抑制及再活化硫化矿混合精矿的分离浮选研究

对从苏州高岭土尾矿中用浮选法得到的硫化矿混合精矿进行了硫及铅锌混合精矿的分离浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用浮选分级-抑制及再活化浮选方法获得了铅、锌品位分别为19.95%、30.1%,回收率分别为82.00%、81.29%的铅锌混合精矿和硫品位和回收率分别为52.49%、75.5%的硫精矿。

司家营铁矿浮选尾矿再选试验

根据司家营铁矿两座选矿厂的浮选尾矿的性质差异,采用不同的工艺流程分别对它们进行了再选试验。结果表明:一选厂的浮选尾矿通过磨矿—中磁选—反浮选工艺再选,可以获得到产率为14.15%、铁品位为66.05%、铁回收率为52.21%的铁精矿;二选厂的浮选尾矿通过分级—磨矿—高梯度强磁选—离心机重选工艺再选,可以获得产率为12.64%、铁品位为63.53%、铁回收率为39.34%的铁精矿。试验结果为企业提高资源利用率、增加经济效益提供了科学依据。

刚果(金)SICOMINES铜钴矿浮选-磁选工艺优化研究

刚果(金)SICOMINES铜钴矿属于高氧化率难选铜钴矿,使用浮选—磁选联合工艺处理该矿石,其磁选精矿品位低,产率较大,磁选精矿直接浸出经济效益差。为提高该铜钴矿磁选精矿铜钴选冶综合效益,对磁选精矿进行再磨再选处理,采用硫氢化钠作为硫化剂,黄药作为捕收剂,松醇油作为起泡剂,进行了磁选精矿再磨再选试验研究。在最佳条件下,可获得产率18.48%、铜品位3.84%、钴品位0.36%、铜回收率56.15%、钴回收率35.20%的精矿,且精矿铜浸出率可达到85.90%,钴的浸出率可达到73.23%,吨铜净酸耗为2.15 t/t铜,获得较好的经济效益。

东烧厂重选中矿再磨浮选──重选工艺试验及可行性研究

本文通过对东烧厂现场重选中矿的考察测定后，对该中矿再磨后进行试验室浮选及其尾矿再重选试验，结果比较理想，认为东烧厂重选中矿再磨浮选－重选工艺可行。

东烧厂重选中矿再磨浮选：—重选工艺试验及可行性研究

本文通过对东烧厂现重选中矿的考察测定后，对该中矿再磨后进行试验室浮选及其尾矿再得选试验，结果比较理论，认为东烧厂重中矿再磨浮选－重选工艺可行。

提高某白钨矿石浮选指标试验

江西某矽卡岩型白钨矿石WO_3品位为0.26%,白钨矿大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中,单体解离困难。现场在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,1粗5精2扫加温浮选,中矿顺序返回流程处理,仅能获得WO_3品位为59.31%、WO_3回收率为58.64%的钨精矿。为了提高该矿石的选矿指标,试验以苯甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选混合捕收剂,进行了阶段磨选工艺条件研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,常温浮选精矿再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下采用1粗5精2扫加温浮选,最终获得了WO_3品位为62.31%、WO_3回收率为71.62%的钨精矿,钨精矿WO_3品位提高3个百分点,WO_3回收率提高12.98个百分点,精矿指标提高显著。

涡北选煤厂浮选尾煤深度浮选工艺研究

阐述了浮选尾煤再选工艺的研究进展,以涡北选煤厂肥煤浮选尾煤为例,通过小筛分、小浮沉试验,分析了该厂浮选尾煤的煤质特征,确定了“预先脱泥+预先抛尾+磨矿解离+浮选”的浮选尾煤深度浮选工艺流程,研究了不同磨矿时间对抛尾后浮选尾煤深度浮选效果的影响,并通过对磨后产品进行筛分、分步释放浮选试验,确定实验室棒磨机最佳磨矿时间为5 min。

KYF—8型与XCF—8型联合浮选机组的应用和改进

本文根据银山铅锌矿原使用6A浮选机制约着选矿生产技术经济指标提高,为此应用KYF-8型与XCF—8型联合浮选机组取代6A浮选机,并对机组进行了改进.通过一年多生产实践证明:KYF—8型与XCF—8型联合浮选机组的性能稳定,优于A型浮选机,适用铅锌矿石的选别作业,可明显提高技术经济指标,取得较好经济效益.

炼焦煤选煤厂煤泥水处理工艺的优化设计

在山西临县某炼焦煤选煤厂的改造中,原设计为不脱泥无压三产品旋流器分选+煤泥浮选的选煤工艺,改造设计遵循煤泥减量化,粗煤泥分级分选、细煤泥高效分选的原则,采用原煤干法预排矸+脱泥无压三产品旋流器分选+粗煤泥三产品干扰床分选+细煤泥主再浮选的选煤工艺,改造方案最大程度地提高了精煤的产率,降低了介耗、药剂消耗,增加了经济效益。

湖北某铌钽矿磁精产品浮选条件试验

湖北某铌钽矿磁精产品Nb2O5+Ta2O5品位为1.186%,为确定其浮选再富集工艺技术条件,进行了系统的条件试验。结果表明,在矿浆pH=8,水玻璃用量500 g/t,硝酸铅用量1500 g/t,苯甲羟肟酸用量1000 g/t,松醇油用量1000 g/t的情况下,得到Nb2O5+Ta2O5品位为2.983%、加权平均回收率为65.58%的浮选精矿,其中的铌钽锰矿主要与锰铝榴石、石英、黑云母等连生。铌钽的进一步富集为低成本、高效湿法冶金创造了条件。

福建某钼矿选厂尾矿再选试验研究

通过对福建某钼矿选厂尾矿再磨浮选,选用混合捕收剂,取得钼品位18.46%的钼精矿,精矿产率0.36‰,回收率13.03%。

某钼精矿酸浸降磷提钼试验研究

针对某高磷、低品位钼精矿,采用再磨强化浮选工艺,但钼精矿中磷含量仍达不到0.1%以下的产品质量标准,故再采用酸浸法降磷,最终使钼精矿中钼含量达到50.21%,磷含量降到0.081%,钼总回收率为96.08%,试验结果较为理想。

四川某地稀土矿重浮联合选矿试验研究

针对四川某地稀土矿石的工艺特性 ,采用粗磨、分级摇床重选、中矿再磨浮选的选别工艺 ,获得了良好的技术经济指标 。

滇东硫精矿锡硫分选试验研究

某选厂硫精矿锡含量高,为综合回收锡资源,对硫精矿进行锡-硫分离。采用新型硫捕收剂MA和再磨浮选流程能够较好地分离该硫精矿中的硫和锡,闭路试验可获得锡品位、回收率分别达到2.87%和76.80%的尾矿和硫品位、回收率分别达到37.81%和92.13%的硫精矿,对尾矿进一步摇床重选,获得锡品位31.24%,锡作业回收了68.14%的锡精矿,锡精矿相对于原矿的锡回收率为52.33%。

从棉土窝钨矿摇床尾砂中回收铋、钼的研究

铋、钼在该摇床尾砂各粒级中分布比较均匀,用分级的方法无法抛弃某个级别。直接浮选效果很差,但将+1 0mm粒级分级后返回到一段棒磨,预计铋、钼的回收效果会得到改善,在条件允许时建议进行工业试验。另一方案是摇床尾砂再磨浮选,磨矿细度为-0 074mm占45%,采用新药剂BK-60及硫化浮选工艺,开路试验获得铋、钼品位分别为1 36%、1 11%,回收率分别为58 08%、92 29%的混合粗精矿。

某尾矿回收金工艺对比试验研究

某浮选尾矿金品位偏高,品位为0.55 g/t。为回收该尾矿中的金,试验进行了直接磨矿浮选、分级粗粒再磨—全粒级浮选、尼尔森重选、氰化浸出四种工艺对比研究。研究结果表明,分级粗粒再磨—全粒级浮选工艺更适合该尾矿中金的回收,该工艺可获得金精矿产率为0.81%,品位为35.18 g/t,回收率为53.53%,浮选指标较好,工艺简单,按照现场原矿生产浮选流程,生产上易操作。经初步经济分析,该尾矿吨矿利润可达27.74元,工业应用价值较好。

某金铜矿选矿工艺优化研究

某金铜矿为了给合理确定新建7000t/d选矿厂的工艺流程方案提供依据,通过试验对原有900t/d选矿厂的工艺流程进行了优化研究。结果表明:原流程中所采用的洗矿作业可以取消;原流程所采用的阶段磨浮工艺可简化为一段磨浮工艺;可利用复合捕收剂来提高浮选回收率;浮选尾矿的再处理方案应由原来的单一重选改为重选—再磨—浮选或重选—再磨—氰化浸出。

AOPs在混合型稀土精矿降磷再精选中的促进作用

以白云鄂博58%混合型稀土精矿为原料,在查明其矿物特性的基础上,以Fe^(3+)/H_(2)O_(2)为氧化剂对选矿回水进行预处理后再进行选矿,并对降解机理进行了初步分析。Fe^(3+)/H_(2)O_(2)氧化处理可以有效降解选矿回水中的有机物,在有效降低磷含量的同时大幅提高稀土精矿品位。以开路试验为基础的一粗-三精-两扫闭路试验可得REO 66.08%,回收率92.74%,P含量2.14%的高品位、高回收率、低含磷量的稀土精矿。