复杂难选锂矿浮选试验研究

某锂矿矿石成分复杂,锂矿物种类多,主要为锂辉石,其次为透锂长石,含有微量锂绿泥石、锂霞石和锂白云母。每种锂矿物的矿石特性各有不同,所采用的回收方法也有所差异,重点讨论了采用浮选法回收锂辉石的研究成果。试验研究结果表明,经氢氧化钠和碳酸钠调浆后,利用氯化钙活化锂辉石矿物,并采用氧化石蜡皂、磺化皂和柴油作锂辉石的组合捕收剂,在不脱泥的条件下采用“一次粗选—一次扫选—三次精选”的工艺流程可实现锂辉石的回收。闭路试验可获得Li_(2)O品位5.08%、Li_(2)O回收率62.03%的锂辉石精矿,结果为下一步该矿锂辉石资源的回收提供技术参考。

某铅锌尾矿回收氧化锌选矿试验研究

云南某铅锌尾矿锌含量为6.89%,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌矿物主要为闪锌矿,氧化锌矿物大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究。结果表明,该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前采用重浮联合作业脱泥)”流程回收锌,闭路试验最终可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌的浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以保证获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。

某复杂低品位金红石矿浮选试验研究

对湖北枣阳某难选低品位金红石矿进行了浮选试验研究。对于TiO_2含量3.08%的原矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占95%时,采用氟硅酸钠作脉石矿物抑制剂,水玻璃作分散剂,苯乙烯膦酸与正辛醇以2∶3混合作捕收剂(总用量800 g/t),获得了金红石精矿品位和回收率分别为53.7%、75.2%的理想指标。同时大大降低了苯乙烯膦酸的用量。

金平镍矿Ⅰ号岩体镍矿石浮选矿泥处理方式的探讨

脉石矿物的泥化对浮选分离造成极大影响,因此在镍的选别中需尽量消除矿泥对浮选选择性的破坏。文章比较了脱泥和不脱泥工艺对选别指标的影响,发现采用水玻璃、CMC、碳酸钠组合抑制剂抑制脉石矿物、分散矿泥的不脱泥工艺,既消除了矿泥对浮选分离的影响,也使回收率比脱泥丁艺高约2．5％。

某伟晶岩型锂辉石矿石中锂的高效回收试验

湖南某伟晶岩型锂辉石矿Li_(2)O品位为1.35%,主要脉石矿物为石英和长石,次为绿泥石、高岭石等易泥化矿物。传统的"三碱两皂"法的锂辉石浮选工艺存在浮选药剂用量大、浮选时间长、浮选指标不佳、选矿回水难以直接回用的缺点。为实现该矿石中锂的高效回收利用,基于原矿性质,进行了选矿试验研究,最终确定采用脱泥—磁选—浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占66.55%的条件下,选取ZT为中性调整剂、ZB为组合捕收剂,浮选阶段经"1粗2精2扫",最终获得Li_(2)O品位6.05%、Li_(2)O回收率79.77%、Fe_(2)O_(3)含量0.83%的锂精矿,有效实现了锂辉石中锂的高效回收,产品达到化工级-1产品的品质标准。

某细粒钛铁矿选矿试验研究

对某含TiO2 4.75%、TFe 16.41%的细粒级钛铁矿,进行了选矿试验研究。由于原矿风化严重,含泥较多,首先对原矿进行了脱泥预处理。对脱泥后的产品,采用重—磁联合流程,闭路试验得到了TiO2品位44.32%、TFe品位33.58%的精矿。

云南某低品位铬铁矿石选矿工艺研究

云南某低品位铬铁矿石Cr2O3含量为8.51%。矿石中铬在0.020~0.12 mm粒级的分布率为83.79%、在＋0.12 mm粒级的分布率仅6.55%、在-0.02 mm粒级的分布率仅9.67%。针对铬在较粗和较细粒级含量低的特点,采用振动筛分级—旋流器脱泥工艺预处理,获得了Cr2O3品位为18.52%、回收率为84.61%的沉砂。为给沉砂的合理选矿工艺提供依据,对其进行了单一摇床重选、单一高梯度强磁选、磁重联合工艺流程对比试验。结果表明：采用单一摇床重选工艺可以获得Cr2O3品位为40.56%、回收率为72.71%的铬精矿,采用单一高梯度强磁选工艺获得的铬精矿Cr2O3品位仅38.93%（不能达到40%的要求）、回收率为55.83%,采用磁重联合工艺可以获得Cr2O3品位为45.29%、回收率为73.38%的合格铬精矿。最终确定采用分级—脱泥—高梯度强磁选—摇床重选工艺进行选别,可以实现该铬铁矿资源的有效回收。

某高泥型硫氧混合铅锌矿选矿技术研究及工业实践

针对云南兰坪地区某高泥型硫氧混合铅锌矿开展选矿技术研究。在工艺矿物学分析的基础上,结合了常规氧化锌选矿难点,确定了预先脱泥—泥质重选回收氧化锌—先硫后氧浮选回收铅锌的"重—浮"联合回收工艺。研究使用离心机有效地回收了泥质中的氧化锌矿物,氧化锌浮选采用新型组合捕收剂改善了氧化锌矿物分选效果,全套技术成功地应用于该矿山生产,取得了优异的工业生产指标。

江西某低品位铁锂云母矿综合回收工艺研究

为了实现江西某低品位铁锂云母矿的资源综合利用,在工艺矿物学及试验研究的基础上,提出了采用'重—磁—浮'联合选矿工艺流程,并针对该矿泥化程度高的问题,进行了磨矿细度、脱泥、捕收剂种类及用量条件试验,确定了回收锂、钽铌、锡、长石及铁等有价组分的全开路流程。在原矿仅含Ta2O50.0041%、Nb2O50.0047%、Li2O 0.63%的基础上,获得了含Ta2O515.28%、回收率37.35%的钽铌精矿,含Sn 42.76%、回收率38.48%的锡精矿,含Li2O 3.1%、回收率75.48%的锂云母精矿,并使得长石精矿达到了特级品质量标准。

从某铜尾矿中回收铜的试验研究

为回收某硫化铜矿浮选尾矿中的有用矿物,提高资源利用率,采用"预先脱泥-浮选"的工艺流程进行了试验研究。结果表明,经预先脱除-0.02 mm粒级矿泥,在磨矿细度为-0.074 mm粒级占90%的条件下,以Lp-01+Y89为组合捕收剂,石灰为p H调整剂,水玻璃为抑制剂,最终实验室小型闭路试验可以获得含铜15.17%、铜回收率68.37%的铜精矿,实现了有用矿物的有效回收。

某氧化铜矿联合选矿工艺研究

某氧化铜铜品位为5.55%,氧化率高达99.37%,含泥量大,氧化铜矿物种类多,矿石性质复杂。为了较好的回收该氧化铜矿,首先浮选脱除矿泥及滑石后,采用常规的硫化浮选法回收铜;所脱除矿泥及滑石采用重选回收部分铜;浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选的氧化铜。该脱泥重选—浮选—磁选联合工艺获得总铜精矿铜品位为19.86%,回收率为76.94%,取得了较好的选矿技术指标。

云南某白钨矿731常温浮选工艺试验

云南某夕卡岩型白钨矿,矿石中矿泥占比35.2%,在常温浮选中731用量偏大,生产指标偏低。试验通过碳酸钠、水玻璃组合调整剂强化粗选对脉石矿物抑制的选择性,在不预先脱泥情况下,矿山白钨回收率由46.5%提高到76.53%,精矿品位由38.1%提高到68.61%,取得较好效果。

提高广西某铅锌矿选厂选铅指标研究

广西某高泥低品位铅锌矿石铅品位在1.5%左右,主要铅矿物为方铅矿,有15%左右的铅被氧化。选矿厂采用优先浮铅然后浮锌的工艺流程生产铅精矿和锌精矿,但由于矿泥的干扰导致选铅效果较差,铅精矿的铅品位和铅回收率分别只有45%左右和65%左右。针对矿石特点开展提高铅精矿指标的选矿试验,先采用螺旋洗矿机和螺旋溜槽脱去产率达12.11%的矿泥后再浮选铜,并在浮铜过程中将抑制剂由现场采用的硫酸锌+亚硫酸钠改为自行研制的无毒有机抑制剂YJ,将捕收剂由现场采用的乙硫氮改为组合捕收剂GD-1,最终获得了铅品位达54.65%、铅回收率达79.78%的铅精矿。与现场生产相比,试验所获铅精矿的铅品位提高了约10个百分点,铅回收率提高了约15个百分点,从而为现场选铜工艺的优化提供了有力的技术支撑。

复杂卡林型金矿选冶联合工艺的研究与探索

某低品位超大型难处理金矿属于卡林型金矿,金品位偏低,矿石难选,采用常规的选矿工艺及预氧化技术处理,综合经济效益不理想。某研究院对该原料在实验室开展了工艺矿物学研究及浮选、直接氰化浸出、焙烧-氰化浸出、生物预氧化-氰化浸出等探索性试验,试验结果表明,采用抑砷浮硫技术不能实现该矿的硫砷分离,原因是毒砂粒度过细,且毒砂与黄铁矿伴生和共生,当上浮黄铁矿时,毒砂与黄铁矿连体被连带上浮进入精矿。在此基础上,研究院提出了联合选冶工艺方案"预氧化-矿石脱泥-硫砷共浮-抑硫浮砷-流态化焙烧-氰化浸出",该方案能够实施的关键技术是抑硫浮砷技术与原矿脱泥技术。目前,抑硫浮砷试验已有成功报道,矿石脱泥的方法有旋流器脱泥和浮选脱泥,未来,此联合选冶工艺的实施将会大幅降低此类难选冶金矿的综合选冶成本,并可实现异地制酸和冶炼,充分体现矿石的资源价值。

某铜锌硫化矿浮选尾矿中锡石综合利用研究

某铜锌硫化矿浮选尾矿含有较高价值的锡元素,其锡石嵌布粒度不均匀,为综合回收利用锡资源,采用重浮选联合工艺,通过分级重选得到了锡品位20.64%,锡回收率60.05%的锡精矿;对重选中矿与极细粒级的矿石进行了浮选试验研究,在合适的再磨细度下,通过物理化学联合脱泥浮选得到了锡品位1.39%、锡回收率5.36%的锡富中矿,重浮联合工艺最终回收了该尾矿中65.41%的锡,为锡资源的综合利用提供了借鉴。