低品位胶磷矿重选中矿浮选试验研究及重浮联合分选工艺

低品位胶磷矿经强化离心重选抛尾后得到了部分合格精矿,但其重选中矿的量仍然较大、品位仍然较高。为更充分地回收磷矿,基于对重选中矿的元素组成、矿物组成和嵌布情况分析,进行了浮选试验,并通过FTIR分析了反浮选的机理,最后将强化离心重选与浮选研究结果加以整合,确定采用重浮联合工艺。研究结果表明:重选中矿的P_(2)O_(5)品位为17.12%,主要矿物为磷灰石、白云石和石英,其细粒级解离相对较充分,但粗粒级(>0.074mm)仍有部分未解离。对重选中矿进行磨矿后浮选,正浮选中随着碳酸钠用量的增加,精矿品位逐渐上升、产率逐渐下降,随着捕收剂ZF-1用量的增加,精矿产率不断上升、品位不断下降,两者最佳用量分别为3.0,1.5kg/t,此时精矿产率和品位分别为67.81%和21.41%;反浮选中随着硫酸用量的增加,精矿产率不断下降,品位则先升高而后趋于稳定,随着捕收剂ZF-2用量的增加,精矿产率不断下降,但下降速度逐渐减小,精矿品位则先升高而后趋于平稳,两者最佳用量分别为5,0.9kg/t,此时精矿产率和品位分别为60.49%和26.97%。FTIR测试发现,最佳试验条件下ZF-2与胶磷矿未发生CO_(3)^(2-)明显吸附,而在白云石表面则发生了化学吸附,并对白云石本身的起到了良好的遮蔽效果,因而起到了反浮选脱除碳酸盐类矿物的目的。将重选与浮选整合,得到重浮联合的最终精矿和最终尾矿,产率和品位分别为39.06%和25.12%,60.94%和8.51%,整体效果良好。

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。

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为2.83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。基于矿石中金的嵌布特征,开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.043 mm占87%、重力倍数为80 G、流态化水量为3 L/min的条件下进行尼尔森重选,可以获得金品位为35.44 g/t、金回收率为55.85%的重选金精矿和金品位为1.34 g/t的重选尾矿,对重选尾矿进行2粗2精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为13.80 g/t、金回收率为31.38%的浮选金精矿。矿石经尼尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为87.24%、金品位为22.69 g/t,尾矿金品位为0.42 g/t的指标。研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。

重浮联合工艺从某复杂多金属氧化矿中回收金试验研究

对甘肃某多金属氧化矿进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先重选—重选尾矿经一次粗选、两次精选、三次扫选的重浮联合工艺流程,可以获得金品位42.43 g/t的重选精矿和22.43 g/t的浮选精矿,金的综合回收率达到81.35%。同时,银和铜也得到一定程度的综合回收。

湖北某云母型含钒石煤重—浮联合预抛尾试验

湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。

应用尼尔森重选优化河南某氧化型金矿选别指标

河南某金矿矿石中金的品位为2.14 g/t,金主要以裸露及半裸露金的形式存在,占总金的41.20%,其次为硫化物包裹金,占总金的27.31%,硫铁矿包裹金含量较少,为12.04%。目前,选矿工艺为单一浮选流程,金的回收率指标一直不太理想,造成了资源的严重浪费。为降低尾矿金品位,提高金回收率,开展了应用尼尔森重选优化选别指标的试验研究。研究结果表明:①生产尾矿中存在一定量的麦粒状、长角粒状和板片状颗粒金,应用尼尔森重选回收,可获得35.33%的作业回收率;②应用尼尔森从旋流器给矿中回收颗粒金,可以获得金品位为734.40g/t、金回收率为41.07%的重选金精矿;③旋流器给矿与沉砂的重选可回收金(GRG)值基本一致,说明绝大多数GRG颗粒金通过旋流器沉砂进入磨矿循环系统,将尼尔森配置在旋流器给矿处较为合适,进而实现能早收就早收的选矿原则;④采用重浮联合工艺,精矿金的回收率由85.74%提高至90.80%,尾矿金品位由0.35 g/t降低至0.23 g/t。本研究为下一步工业实践提供了借鉴。

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金4.66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0.295~0.074 mm粒级的自然金产率高达59.82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074 mm占45%、重力倍数60 G、反冲洗水量5.5 L/min、给矿速度500 g/min、给矿量20 kg,该条件下重砂金的产率为0.0489%、金品位为4018.14 g/t、金回收率为42.07%。针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0.074 mm占65%,采用“1粗2精3扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为7.60%、金品位为32.43 g/t、金回收率为52.78%的浮选金精矿,金总回收率为94.85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0.097 mm粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。

氧化铅锌矿浮选法研究进展

随着易选硫化铅锌矿石资源的日渐减少,市场对铅锌金属的强烈需求推动了难选氧化铅锌矿石浮选技术的进步。为了系统展示难选氧化铅锌矿石浮选技术的进展,从硫化钠硫化浮选法和硫磺硫化浮选法等2方面总结了硫化浮选技术的进展情况,从重选-浮选联合工艺和选冶联合工艺等2方面总结了联合工艺技术的进展情况,从絮凝浮选法、螯合剂浮选法、组合捕收剂浮选法和组合抑制剂浮选法等4方面总结了基于新药剂的浮选技术进展情况,最后对氧化铅锌矿石浮选技术发展的方向展望。

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。

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。

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。

广西大厂老尾矿优先分选铅锑的试验研究

采用浮重联合选矿工艺成功地从广西大厂老尾矿中优先分选出铅锑。根据大厂老尾矿贫细杂的特点,采用组合药剂制度,从中优先浮选出含铅5．22％、含锑3．35％的铅锑粗精矿,铅锑粗精矿再用摇床精选,最终得到含铅 30．77％、含锑18．75％的合格精矿。

某钒钛磁铁矿选铁尾矿选钛试验

对某钒钛磁铁矿选铁尾矿进行单一重选、单一磁选、重磁联合及重浮联合工艺试验,确定了采用重浮联合工艺作为预选抛尾、浮选作为精选作业的工艺条件。重浮流程所得的预选粗精矿经1粗4精2扫的浮选精选,可获得TiO2品位为45.87%、总回收率为69.38%的钛精矿。

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta_(2)O_(5)、Nb_(2)O_(5)、Li_(2)O品位分别为42.15 g/t、184.00 g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11650 g/t Ta_(2)O_(5)、50400 g/t Nb_(2)O_(5)的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li_(2)O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。

提高德兴铜矿伴生金回收率的可行性分析

通过对德兴铜矿伴生金赋存状态的特点及伴生金回收率偏低的现状分析,提出了采用浮—重联合工艺来提高该矿伴生金回收率的建议。

某锡铜共生硫化矿选矿试验研究

某锡铜共生硫化矿是以黄铜矿和锡石为主要有价矿物的多金属硫化矿石,同时含有大量的硅酸盐、碳酸盐及钙、铁脉石矿物。根据矿石性质特点,进行了多种选矿工艺流程和药剂制度试验,确定了最佳选矿工艺及参数,对锡铜等有价金属进行了充分回收。矿石含铜1.05%、锡0.34%、硫7.19%,采用强选择性硫化铜捕收剂和锡石组合捕收剂,经过铜硫混浮—铜硫分离—粗粒锡石重选、细粒锡石浮选—摇床精选的联合工艺流程选别,获得了铜精矿中铜品位25.05%、回收率91.78%;锡精矿中锡品位42.20%、回收率64.32%较好的选别指标。

云南某低品位锡多金属矿300 t/d工业试验

云南文山某低品位锡多金属矿为给规模化建设提供更有力的技术支撑,在试验室流程试验和扩大连续试验取得较理想的指标后,开展了规模为300 t/d的工业试验。对试验室流程试验确定的工艺流程进行了工业化验证,对磨矿细度、浮选药剂制度、浮选浓度、pH值等作业参数进一步研究、优化,在原矿铜品位0.10%、锌品位0.44%、锡品位0.44%的情况下,获得了含铜20.07%、铜回收率66.18%的铜精矿,含锌41.39%、锌回收率71.46%的锌精矿,含锡21.46%、锡回收率58.64%的重选锡精矿和含锡19.37%、锡回收率21.80%的浮选锡精矿。工业试验指标理想,证明所采用的工艺流程科学合理、稳定可靠。

河北某多金属金矿石综合回收选矿试验

河北某多金属金矿石伴生铅、锌、银等有综合回收利用价值。针对该矿石颗粒金与闪锌矿和方铅矿关系较为紧密,铅锌为紧密包含结构的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程进行了选矿试验。矿石在磨矿细度为-74μm78.5%的情况下采用1次尼尔森重选(扩大重力倍数90倍)、重选尾矿1粗3精1扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终获得金品位234 g/t、银品位224 g/t、金回收率33.85%、银回收率10.19%的重选精矿,以及金品位110 g/t、银品位343 g/t、铅品位7.68%、锌品位20.14%,金回收率63.83%、银回收率62.58%、铅回收率80.94%、锌回收率86.01%的浮选精矿,全流程金总回收率达97.68%。先重选后浮选工艺有利于提前回收矿石中的颗粒金,实现金的“早收多收”。