青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

为了解决青海某铜铅锌多金属硫化矿在选矿过程中铜铅锌难分离的问题,试验采用优先浮选流程以及再磨工艺,使用无毒抑制剂使铜与铅锌得到有效分离,获得合格铜精矿。闭路试验获得铜精矿铜品位为20.12%、回收率为87.37%,铅锌混合精矿铅+锌品位为48.49%,铅回收率为76.90%,锌回收率为82.76%的较好指标。     

青海某低品位铅锌矿选矿试验研究

青海某低品位铅锌矿含铅2.13%,含锌0.36%.针对原矿铅锌品位较低,铅锌矿物嵌布粒度较细等特征,确定采用铅锌混合浮选流程,获得铅精矿铅品位55.21%,含锌5.78%,铅回收率96.39%,并且原矿伴生的有用组分银也得到了有效地综合回收,混合精矿中银含量126g/t,回收率为43.59%.由于原矿中锌品位较低,无法得到合格锌精矿,因此进行锌入选品位试验探索,确定了当入选铅品位2%、锌品位0.6%以上时,可同时获得合格的铅精矿和锌精矿.     

贫杂氧化铅锌矿制备铅锌精矿的新工艺

提出了贫杂氧化铅锌矿碱浸-沉淀法制备锌精矿和铅精矿的新工艺,确定了硫化钠铅锌的工艺参数,并进行小型综合实验验证该工艺的工业化可行性.沉淀铅的最佳参数为:硫化钠沉淀剂的加入量为铅质量的1.8倍、温度为70℃、反应时间为30 min.沉锌的工艺条件为:硫化钠沉淀剂的加入量为需沉淀锌质量的2.4倍、温度为90℃、反应时间为3 h.实验表明:铅和锌的回收率均达到80%以上,得到的锌精矿锌含量52%,铅精矿铅含量78%,均达到行业标准.     

某硫化铅锌矿矿石浮选工艺流程的改进

改进了青山铅锌矿床硫化铅锌矿石锌精矿的浮选工艺流程,指出改变流程内部结构是提高锌精矿品位和回收率的有效途径并予实现。与原流程相比,锌的回收率由原来的68．71％提高到91．59％,锌精矿品位由50．72％提高到61．03％,铅回收率由73．29％提高到83．80％,药剂用量总体减少了21％。     

冶金矿渣铅锌铁镍及稀贵金属回收利用研究及示范

该课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点,通过自主创新和技术集成,开发出高效新工艺、新药剂、新设备,解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究:(1)冶金矿渣工艺矿物学研究方面,对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究,明确了不同矿渣试验前后的变化和差异,并对后续的试验进行很好的理论指导。(2)高炉瓦斯灰泥方面,通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺,获得了品位为65.18%,回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的Zn O产品以及品位为33.56%,回收率为94.86%的粗铅产品,各项指标达到任务书中规定的指标。(3)黄铁矿烧渣方面,对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究,得出了最佳工艺条件。最佳条件下,可获得金浸出率在78%左右;碳吸附率可达到97%~99%,金的置换率可达到99%以上。原渣细筛—重选—磨矿—重选—脱泥—浮选流程,当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%,当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。(4)镍铜冶炼渣方面,通过实验室试验研究,形成了镍渣深度还原—磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%,铁回收率为90.45%,镍回收率为62.69%。(5)铅渣方面,在实验室条件下,对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究,得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。     

多金属氧化钼矿工艺矿物学及其综合利用技术研究

对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.     

提高硫精矿质量实现硫铁双资源利用的研究

提出了通过选矿技术提高硫精矿质量,可解决烧渣利用率低的问题,因此针对不同种类的黄铁矿进行了提高硫精矿质量的工艺研究。研究表明,不同种类的矿石经合理的选矿工艺都可获得高质量的硫精矿。铜硫矿石可获得硫精矿品位48.85%,含砷0.178%,硫回收率达89.86%;硫金矿石获得了硫精矿含硫48.41%,含砷0.38%,硫作业回收率82.00%;多金属硫化矿闭路结果可获得硫精矿硫品位为48.94%,含砷为0.44%,回收率为55.30%的良好指标。可研分析表明,当硫精矿品位≥45%时,焙烧所得硫酸烧渣铁含量达60%以上,直接作为铁精粉利用,实现无烧渣排放,也实现了硫铁双资源的利用。     

世界与我国铅锌产量和消费量的重构相空间混沌预测

通过对世界与我国铅锌产量和消费量的详细调查,采用混沌理论重构相空间预测方法,对世界与我国铅锌生产和消费趋势进行了预测.研究表明,世界与我国铅锌产量和消费量的演化均存在混沌现象,且锌金属产量和消费量演化的分形维数比铅金属高,说明锌市场变化比铅市场复杂.预测结果显示,2010年以后世界铅锌产量小于消费量,市场将出现短缺,且锌金属短缺程度比铅金属严重;我国铅金属将出现过剩,而且越来越严重,锌金属产消基本平衡.此外,探讨了我国铅锌原料供需矛盾.研究结论为:我国铅精矿将出现严重的短缺,锌精矿短缺程度比铅工业略好,但资源短缺将会长期存在.针对我国铅金属生产严重过剩,同时铅精矿严重不足的局面,提出了重点对我国铅工业进行产业结构调整的建议.     

从高炉除尘灰中综合回收碳、铁和锌的试验研究

基于选冶联合工艺,对某厂排放的高炉除尘灰进行综合回收铁、锌、碳的试验研究。先采用浮选-磁选法回收碳和铁,再采用酸浸-除杂-电积湿法回收锌,重点对影响锌浸出的工艺因素和条件进行了考察。结果表明,通过选冶联合工艺处理高炉除尘灰获得较好的选别指标,且可回收碳品位为86.52%和回收率为92.80%的碳精矿、铁品位为54.16%和回收率为45.47%的铁精矿以及纯度为95.2%的锌产品,锌总回收率达到87%以上。     

安全就是效益——湖南宝山有色金属矿业有限责任公司董事长薛峰访谈录

湖南宝山有色金属矿业有限责任公司(简称宝山有色矿业)现隶属湖南省有色金属管理局,拥有矿区面积5.21平方公里,采矿权面积5.17平方公里,拥有探矿权面积25.42平方公里。公司开采矿种为铜、铅、锌、钼,主产品为铅精矿、锌精矿、硫精矿,产品富含金、银等贵重金属。据测算,宝山保有资源潜在价值达300多亿元。"十二五"期间,宝山有色矿业公司以"铅锌提质扩能、资源勘查与开发、宝山铜项目、工矿旅游、尾矿综合回收、矿山机加工"为重点战略开发项目,着力打造湖南省重要的铅锌原料供应基地、铜资源重点开发基地、矿产资源综合利用示范基地,力图将宝山有色矿业建设成为集探、采、     

金精矿氰化尾渣铅和铜的回收

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程对某金精矿氰化尾渣铅、铜回收进行研究. 闭路实验表明:石灰作抑制剂,乙硫氮(二乙基二硫代氨基甲酸钠)和丁基黄药(丁基黄原酸钠)作捕收剂,通过"一粗两扫两精"流程,得到回收率为90.48%、品位为45.24%的合格铅精矿;以NP(铜、锌无机盐组合药剂)作铜活化剂,有机抑制剂FM抑制黄铁矿,Z-200(O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯)和丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)作捕收剂,采用"一粗两扫两精"流程,得到回收率为82.17%、品位为19.28%的合格铜精矿;金、银同时富集于铅精矿和铜精矿.     

低品位氧化锌矿反浮选研究

针对某地高硅、铁低品位氧化矿的特点,采用反浮进的工艺流程进行了试验.试验证明,该工艺流程可获得锌品位、回收率的锌精矿.     

云南会泽麻栗坪观音岩铅锌矿矿床地质特征与矿床成因

麻栗坪铅锌矿区是川-滇-黔铅锌成矿域的会泽铅锌成矿带的一部分,具有很好的成矿地质背景。麻栗坪铅锌矿区观音岩矿段共圈定6个铅锌矿(化)体,分别为Ⅱ-1、Ⅱ-3、Ⅱ-4、Ⅱ-5、Ⅱ-6、Ⅱ-7号矿体。从Ⅱ-1、Ⅱ-3号矿体的厚度、铅、锌品位在走向上和倾向上的变化特征说明矿体的厚度及锌品位无论在走向上或倾向上的变化皆不大,而铅品位的变化较大,并且铅锌含量呈负相关关系,未出现铅锌很高的现象。本区矿床为海底火山热液喷流沉积、后期热液叠加富集改造成因,控矿因素为地层、岩性和断裂。     

福建某铜冶炼炉渣铜锌浮选试验研究

针对福建龙岩某铜冶炼炉渣的工艺矿物学性质,采用铜、 锌顺序优先浮选工艺流程,进行选矿试验研究. 结果表明,在磨矿细度为-0.045mm占84%、 Na₂SO₃+ ZnSO₄作为锌组合抑制剂的情况下,采用1粗1精浮铜,并对铜粗选尾矿1粗1精浮锌. 得到铜品位为55.48%、 回收率为85.74%的铜精矿,锌品位为35.56%、 回收率为90.56%的锌精矿. 有效回收了有价金属锌,进而提高选厂的经济效益.     

西北某褐铁矿选矿试验研究

对西北某地原矿铁品位为44.12%的高碱度贫褐铁矿进行选矿试验研究。采用单一强磁选工艺精矿铁品位只有48.84%,而采用焙烧磁选工艺,则可获得铁品位58.45%、相对焙烧矿回收率为93.62%的铁精矿。这两种铁精矿均为高碱度铁精矿,适宜与酸性铁精矿配合使用。     

甘肃某氧化金矿石的选矿工艺试验研究与实践

金氧化矿石与原生矿混合配矿,在"一粗、二扫、二精、中矿返回再磨"的浮选工艺的基础上,经药剂制度的适当调整,回收率达到86.51%。实现了氧化矿石和低品位矿石通过浮选工艺加以回收的可能性,并取得了良好的选矿生产指标,使矿产资源得到有效利用。     

N-十二烷基-1,3-丙二胺在赤铁矿反浮选中的应用

通过单矿物试验考察了N-十二烷基-1,3-丙二胺(ND13)对赤铁矿和石英的浮选行为,结果表明,ND13对石英具有良好的捕收性能,在捕收剂用量为50mg/L,pH=7～10时,石英回收率达93%以上.人工混合矿分选试验结果表明,ND13对赤铁矿和石英质量比为1∶1(铁品位为35%)的人工混合矿具有一定的分选效果,在ND13用量为66.7mg/L,淀粉用量为6.67mg/L,pH=7.27的条件下,达到较好的分选效果,此时精矿中铁的回收率为86.35%,精矿的铁品位为62.78%,尾矿的铁品位为9.21%.动电位和红外光谱分析结果表明,ND13主要以静电和氢键作用在矿物表面发生吸附.     

银家沟硫铁矿铜硫分离浮选试验及生产实践

为综合利用硫铁矿中伴生铜、锌、金、银等有价金属资源,根据银家沟硫铁矿的原矿矿物特性,在试验研究的基础上,我单位提出了铜硫分离-铜锌金银混合精矿酸化焙烧-多金属分步浸出的新思路,对选厂进行了技术工艺改造,改造后铜、金、银回收率分别提高了1.85%、6.12%.13.72%.分别得到了优质硫精矿和含一定金银的铜粗精矿产品,获得了较好的生产技术指标和良好的经济效益.     

旋流高梯度磁选机的原理及分选性能预测

介绍旋流高梯度磁选机的基本结构,使用Fluent有限体积和ANSYS有限元分析软件分别对设备的流体力场、磁力场进行仿真分析,并对磁性和非磁颗粒的受力进行计算,预测该设备对某黑钨矿的分选效果。该磁选机磁系为电磁磁系,在有利于物料分散的离心力场中进行高梯度磁选是设备的主要特征。分选指标的预测结果表明:当原矿WO3品位为0.4%时,在低离心场强下,一次分选可得到品位大于20%,回收率大于50%的钨精矿;在高离心场强下,一次分选可得到回收率大于95%,品位大于1%的钨精矿。     

磁力螺旋溜槽及其对细粒磁性物料的回收

在普通螺旋溜槽的槽面上附加磁场,得到磁力螺旋溜槽(MSC)。与普通螺旋溜槽相比,MSC使磁性物料能够得到更有效的回收。其选矿的原理是:当磁性矿物经过磁场时,在磁场力的作用下,磁性成分被吸引(不要吸住)到溜槽的底部从而进入二次环流,利用二次环流将磁性物料运到溜槽内部,进入精矿中。对纯的磁铁矿试验的结果表明:磁场强度、溜槽螺旋圈数和给矿浓度等因素都对磁力螺旋溜槽的性能产生影响;尤其是磁场能够有效地减少尾矿中磁性成分的含量,提高磁性成分的回收率,增大磁性铁的回收率,且精矿中锌的品位从5.9%降低到1.8%。