浮选尾矿

摘要： 某选厂采用:“优先选铜-浮选硫-磁选铁”和“铁精矿再磨再浸”工艺回收矿石中的铜、硫、铁、金、银。浮选尾矿采用:“一粗一精磁选”工艺回收磁铁矿,磁选精矿再磨再浸回收金银,目前磁铁精矿品位为57%~59%,精矿品位偏低。通过选铁试验研究采用浮选尾矿“弱磁粗选—强磁扫选—弱磁精选”选流程,可得到对原矿产率为13.01%,TFe品位为62.65%,对原矿全铁回收率为41.00%,提高磁铁精矿品位1.02个百分点,增加企业经济效益。

摘要： 西藏华泰龙公司选矿厂地处高原,工艺流程为原生矿设计,受地理环境影响,配矿能力较弱,目前随着氧化矿供矿比例的增加,磨矿分级产生了大量难浮微细粒级矿物,使尾矿中微细粒矿物的损失增加,严重影响选矿指标。为了查明微细粒铜金银在浮选尾矿中的损失情况,针对该浮选尾矿通过解离度视角进行了分析诊断。研究表明,尾矿中的硫化铜矿物主要以微细粒形式产出,并多以单体形式存在;从产品工艺矿物学角度分析研究得出,该尾矿中的硫化铜矿物可通过改善药剂或优化工艺等措施实现有效回收,为进一步回收矿石中的微细粒矿物提供了理论依据。

摘要： 螺旋溜槽+摇床属于流膜类选矿设备,单套日处理能力可达80t~100t。甘肃某金矿450t/d浮选厂的尾矿浆采用该工艺进行金的回收,通过将摇床、螺旋溜槽依次设在距地面9m~20m高空,实现了矿浆分配器自流进入重选工艺,可选出对重选尾矿产率为0.2%~0.3%、品位为2.17g/t~4.45g/t的金精矿,对综合回收有用成份、提高资源利用率、增创企业经济效益具有现实性、长远性。

摘要： 肃北某金矿选厂采用浮选工艺处理原矿石,近期由于原矿性质变化较大,金嵌布粒度变粗,造成选厂跑尾严重,尾矿金品位约为0.70~0.90 g/t。工艺矿物学研究表明其主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,主要脉石矿物为石英、长石、高岭土等,矿物组成较复杂。从尾矿筛析结果来看,金主要以粗、中粒金为主,适宜采用尼尔森进行回收。在扩大重力倍数60 G、流态化水量3.2 L/min、给矿速度10 kg/h、原矿品位0.87 g/t的条件下,可以取得金精矿品位33.42 g/t,回收率35.27%的良好指标。

摘要： 金属矿山充填开采过程中,充填料浆浓度的准确控制对良好的充填质量至关重要,对于以矿山浮选尾矿为充填骨料的充填工艺,浮选尾矿浓密脱水效果是控制充填料浆浓度的一个关键因素.针对胶东地区某黄金矿山浮选尾矿,采用真空过滤试验机测试了不同粒径组成、质量浓度、絮凝剂添加量浮选尾矿浆的过滤脱水性能.结果表明,分级粗尾砂及全尾砂过滤性能较好,过滤速度快,滤饼含水量少,滤饼产量较大,满足工业生产要求,适用于采用过滤脱水工艺;分级细尾砂过滤速度慢,滤饼含水率较大且滤饼产量低,不适合采用过滤工艺进行脱水.砂浆质量浓度的增大会降低过滤速度,滤饼含水量也会有所增大,对于全尾砂矿浆,在矿浆质量浓度为40％时,滤饼产量达到最大值;适量的絮凝剂添加能促进矿浆过滤,但过量添加絮凝剂反而不利于矿浆过滤,对于全尾砂矿浆和分级粗尾砂矿浆,临界絮凝剂添加量为20 g/t,对于分级细尾砂矿浆,临界絮凝剂添加量为40 g/t.

摘要： 山西某选煤厂煤泥采用二次浮选工艺,浮选尾矿中存在的"跑煤"问题,在一定程度上降低了选煤厂精煤产率.对浮选尾矿以及分级旋流器底流中粒径、灰分成分进行分析,发现浮选尾矿、分级旋流器底流中粒径>25 mm的物料占比分别为25.10％、19.72％,灰分分别为7.82％、7.56％,虽然分级旋流器可回收一定量的尾矿精煤,但尾流中粒径>25 mm的低灰分物料占比仍较高.为此,提出用高频细筛对分级旋流器底流进行分级处理,从而实现对粒径>25 mm的低灰分物料高效回收.改造完成后,对高频细筛筛上物粒径、灰分成分进行分析,筛上物中粒径>0.25 mm精煤产率达到54.49％、灰分为7.72％.通过采用高频细筛可提高浮选尾矿中精煤回收效率,现场应用后年可增加精煤产率约0.20％、创造经济价值约1560万元.

摘要： 河南金源公司选矿厂浮选尾矿经螺旋溜槽预选后,溜槽精矿进入摇床进行分选,摇床精矿金品位仅3.5 g/t无法进行单独销售,这部分摇床精矿现阶段返回磨矿车间再磨,导致磨矿浮选作业流程中金属硫化物循环积存,对浮选指标和操作带来一定的影响.为进一步提高金矿物的综合回收率,促进尾矿资源的高效综合利用,进行了尼尔森选矿试验.试验结果表明:螺旋溜槽和摇床精矿经磨矿作业后,使用尼尔森试验机回收效果显著,可进一步提高金矿的资源利用率,为同类矿山实现资源综合利用提供思路及经验借鉴.

摘要： 甘肃某金矿浮选尾矿矿物组成较为复杂,金主要以微细粒金形式包裹于黄铁矿、毒砂、褐铁矿及脉石矿物中.针对该浮选尾矿性质,进行了溴化法、石硫合剂法、硫代硫酸盐法、硫脲法、新型环保浸金剂ZJ-1浸出法对比,考察了新型环保浸金剂ZJ-1浸出条件.结果表明:相比其他浸金方法,新型环保浸金剂ZJ-1浸出法金浸出指标最优;在最佳工艺条件下,新型环保浸金剂ZJ-1金浸出率为70.81％,与氰化金浸出率相近,且药剂用量与氰化钠相当,有望替代氰化钠实现工业应用,为尾矿资源化利用及创建绿色矿山提供技术支撑.

摘要： 攀枝花某钒钛磁铁矿选厂采用两段强磁选—浮选工艺回收钛铁矿,在将高频振动筛筛孔宽由0.18 mm优化至0.40 mm后,浮选精矿TiO2品位由46.15％提升至46.55％,浮选尾矿TiO2品位由4.32％提高至4.87％,精矿TiO2回收率下降了2个百分点.为解决金属流失问题,对浮选尾矿进行了钛回收试验.结果表明,浮选尾矿采用1次螺旋溜槽重选(分矿阀距内缘距离为30 mm)—擦磨—1次强磁选(238.85 kA/m)流程处理,获得了作业产率8.27％、TiO2品位和作业回收率分别为17.16％和29.13％的强磁选精矿,精矿品位达到现场一段强磁选精矿品位,现场工艺优化的经济效益和社会效益显著.

摘要： 某浮选尾矿中金、银品位分别高于2.5 g/t、100 g/t,具有回收利用价值.试验采用氧压预处理—氰化浸出进行回收,考察了氧压、温度、反应时间、液固比及添加剂等因素对金、银浸出率的影响.结果表明:在预处理氧压1.5～1.8 MPa、温度180°C～200°C、反应时间1.0 h、液固比3:1的条件下,预处理后浮选尾矿氰化浸出金浸出率为81.77％,银浸出率为33.29％;添加剂的添加有利于提高银浸出率.该研究为浮选尾矿工业回收金、银提供技术参考.

摘要： 太阳坪金矿浮选尾矿中绢云母质量分数高达50％左右,具有回收利用价值.试验对绢云母回收工艺进行优化考察,最终确定磁选+水力旋流器分级工艺回收浮选尾矿中的绢云母,并应用于工业生产.工业应用获得绢云母精矿Al2O3品位23.27％、回收率48.18％的良好生产指标,实现了绢云母的综合回收利用,减少了尾矿排放量,增加了矿山经济效益.

摘要： 研究高温碱浸回收铜阳极泥浮选尾矿碲工艺,采用响应曲面法对碱浓度、浸出温度、浸出时间和液固比重要参数进行优化.结果表明:碱浓度和浸出温度对碲的回收率影响显著,浸出时间和液固比次之.在碱浓度为4mol/L、浸出温度为80°C、浸出时间为180min和液固比为4∶1的条件下,碲的浸出率达到92.51％.上述结果表明,采用高温碱浸回收铜阳极泥浮选尾矿中的碲工艺稳定可靠,效果显著.

摘要： 浮选尾矿是水热硫化-浮选工艺主要的副产物,其赋存的重金属环境活性是验证工艺可行性及环境友好性的重要标准.本文系统研究了主要水热硫化条件对尾矿中重金属环境活性的影响,揭示了硫化过程对浮选尾矿环境活性影响的变化规律.硫化温度的升高有利于尾矿中重金属的稳定,当硫化温度升至240°C以上时,稳定趋势变缓.硫化时间对重金属的稳定无明显影响.硫磺添加量对重金属的稳定性表现出先增强后减弱的趋势.当硫磺添加量小于1.4倍锌含量时,随着硫磺量的增加,金属稳定性增强;当硫磺添加量大于1.4倍锌含量时,随着硫磺量的增加,金属稳定性减弱.采用自然冷却更有利于尾矿中金属的稳定.由此可见,通过水热过程的调控,可以有效的改变尾矿中重金属的形态分布,从而进一步降低尾矿的浸出毒性.

摘要： 福建某铜钼浮选尾矿经放射性检测及毒害性分析符合建材基本要求,通过添加其他配料制备的广场砖、混凝土砌块、日用陶瓷等建筑材料达到了该行业应用标准,采用"弱磁选铁-石英反浮选-高梯度磁选除铁"工艺流程可有效回收磁铁矿及长石精矿,提高了产品附加值,具有较好的应用前景.

摘要： 针对铜阳极泥浮选尾矿中铅含量较高,影响后续有价元素提取的问题,采用工业食盐对浮选尾矿中的铅进行预处理脱除,考察液固比、温度、时间、NaCl浓度对试验过程中铅脱除率的影响.研究结果表明:液固比为L∶S=7∶1,温度80°C,时间2h,NaC1浓度为6mol/L.铅的脱除率为89.63％,锑的脱除率为13.97％,铋的脱除率为26.67％.铅的有效脱除,使锑、铋、碲、金、银等元素得到富集,为后续有价元素的提取奠定基础.

摘要： 为了提高金属回收率,减少金属流失,对浮选尾矿进行再选试验研究,并根据试验结果新建了尾矿再选工程.尾矿再选实践表明:采用一段弱磁-强磁-磨矿-分级-二段弱磁-强磁-浮选流程可获得铁品位为63.50％、产率为9.0％的精铁矿.每年增加铁精粉约8万吨,经济效益显著.

摘要： 以组合式强磁选机为核心设备,对鞍山地区赤铁矿浮选尾矿进行了再回收铁探索试验,分别采用"预先抛尾-一段磨矿-两段精选-反浮选"、"预先抛尾-磨矿粗选-再磨精选-反浮选"和"筛分粗抛-磁选抛尾-磨矿磁选-反浮选"3种工艺进行了流程试验.对比了3种工艺的优缺点.前2种方案分别采用立磨一段磨矿和球磨两段磨矿磁选，立磨一段磨矿流程中，精矿品位65.45%、产率12.33%、回收率46.88%;球磨两段磨矿磁选流程，精矿品位65.62%、产率16.13%、回收率61.51%。采用阶段磨矿时，在精矿品位一致的情况下，其回收率和产率都要高于立磨一段磨矿时的指标，在进一步的工业试验中，建议采用阶段磨矿磁选流程。第3种方案的特点在于预先采用振动筛进行了筛分抛尾，筛分效率的原因使其全流程指标的回收率和产率均明显低于前2种方案，但是第3方案的最大优势在于只需通过筛分和磁选抛尾即可将入磨品位提高到34.85%，有一定的工业试验参考价值。

摘要： 李子金矿生产的金精矿除外,剩余90％的矿成了尾矿,量大粒小存在着潜在的安全环保隐患,尾矿处理一度是矿山企业的“老大难”问题.他们通过外出考查、试验研究,以尾矿作主料,配以辅料经系列工艺后产出墙体新建材蒸压砖,保护了生态环境,发展了循环经济,实现了变废为宝、节能减排.局部工艺改造后,采用标砖与加气块“两条腿”走路,年耗尾矿10.78万吨,占李子选厂年排尾总量的72.59％,创利润1330万元,使尾矿治理由纯投入型迈上赢利型.

摘要： 该项研究分别以卧式球磨机和塔磨(立式搅拌磨)做为磨矿设备,进行适宜磨矿设备和合适的磨粒度研究,研究结果表明采用塔磨做为磨矿设备在磨矿产品的粒度组成和磨矿产品经选别后获得的选别指标上均有优势,在赤铁矿尾矿铁资源回收工艺中,较适宜的磨矿粒度为-325目95％.

摘要： 本文主要阐述了齐大山选矿厂一选作业区浮尾再选工业试验所取得效果及存在的问题,探索用螺旋溜槽进行浮尾再选的优势及可操作性.螺旋溜槽选矿成本低、效率高，符合降本增效要求。一选作业区下一步将考查螺旋溜槽精矿解离度，研判精矿是否需要再次磨矿，为螺旋溜槽选矿工业试验提高更多的参考数据。

摘要： 本实用新型公开了一种适于粗粒尾矿排放的浮选机尾矿排放闸门，是由外圆筒(1)、与外圆筒(1)筒底连接的环形托板(3)、内圆筒(2)，与内圆筒(2)连接的转动调节杆(4)构成，外圆筒(1)与浮选机的槽体5连接。内圆筒(2)置于外圆筒(1)中，环形托板(3)承托内圆筒(2)。在外圆筒(1)的相对于浮选槽(5)一侧，设有一个T型孔洞(7)，在内圆筒(2)的一侧，设有一个与外圆筒(1)相对应的T型孔洞(8)；在环形托板(3)上设有中孔(9)。通过调节杆(4)旋转，调整流速。本实用新型结构简单、使用方便，能把分布在不同高度的尾矿排至尾矿槽，稳定浮选工作液面，避免浮选时沉槽。可在矿业广泛使用，尤其适用于浮选时尾矿的排放。

摘要： 本实用新型公开了一种采用浮选柱‑浮选机回收多金属尾矿中微细粒萤石的系统，其包括造浆搅拌槽、粗选浮选柱、精选浮选系统、扫选浮选系统、给料泵槽及给料泵。本实用新型采用CSF微泡静态浮选柱和浮选机联合工艺设备，具有工艺流程短、选矿富集比高、占地面积小、自动化程度高、运行成本低和对环境友好等特点，实现了尾矿中微细粒伴生萤石的高效回收，较其他方法可以大幅度地提高尾矿中伴生萤石的品位和回收率，有效地提高了二次矿产资源的综合利用率，具有很好的经济效益和社会效益。

摘要： 本发明公开了一种铜铅浮选尾矿中硫化锌矿解抑活化浮选回收的方法，属于矿物加工技术领域。本发明采用石灰调整铜铅浮选尾矿矿浆pH值，添加组合抑制剂抑制矿浆中的脉石矿物，添加活化剂铜氨络合物对矿浆中的硫化锌矿物进行解抑活化，依次加入组合捕收剂和起泡剂浮选回收矿浆中的硫化锌矿物。本发明采用铜氨络合物对抑制的硫化锌矿物进行解抑活化，不仅能够破坏硫化锌矿物表面的亲水层，还能活化硫化锌矿物，使其形成富铜表面，增强捕收剂的吸附能力，强化硫化锌矿物疏水上浮；同时本发明还采用组合抑制剂对脉石矿物进行协同抑制，采用组合捕收剂对活化后的硫化锌矿物进行协同疏水，解决了铜铅浮选尾矿中硫化锌矿难以回收的技术难题。

摘要： 本发明公开了一种从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，以高石榴子石型硫化铅锌浮选完硫化铅和硫化锌的尾矿作为给矿，其包括以下步骤：步骤一、采用高梯度脉动强磁选机对给矿进行强磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿；步骤二、采用浮选机对强磁选尾矿进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；步骤三、对浮选精矿进行湿式筛分分级，获得两个不同粒级的物料，分别对两个不同粒级的物料进行重选，得到两个粒级的精矿和两个粒级的尾矿；该从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法能将菱锌矿从给矿中分离出来，且药剂消耗量小、且富集效果好、回收率比较理想。

摘要： 本发明提供了一种浮选尾矿全尾矿胶结充填方法，包括以下步骤：(1)将浓度为15％‑20％的尾矿浆消气后进行浓密，浓密过程中加入絮凝剂，当尾矿浆底流浓度达到40％‑60％后，得底流尾矿浆；(2)向底流尾矿浆中添加碱性介质，调pH值至中性；然后将30％‑70％重量的底流尾矿浆送入尾矿缓冲搅拌槽中，剩余底流尾矿浆经尾矿压滤机压滤使其含水率为10％‑20％，干式堆存得干式尾矿；(3)将尾矿缓冲搅拌槽内的底流尾矿浆以及干式尾矿、胶结材料送至高浓度搅拌桶内，搅拌，得浓度为70％‑80％的充填料浆，并输送至井下采空区进行充填；本发明充填方法大大降低了工艺流程复杂度，简单可靠，降低了充填系统的运行能耗，降低了充填成本。

摘要： 本发明公开了一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，涉及矿物加工工艺技术领域，解决了现有的现有的浮选工艺难以获得高质量的硫精砂的问题，包括粗选、扫选、第一次精选Ⅰ、第一次精选Ⅱ、第二次精选、第三次精选、中矿预先分级、再磨，所述粗选得到的粗选泡沫进行第一次精选Ⅰ，第一次精选Ⅰ得到的尾矿进行第一次精选Ⅱ，得到硫精砂产品1，第一次精选Ⅰ得到的泡沫进行第二次精选，第二次精选得到的泡沫进行第三次精选；第三次精选的泡沫为硫精砂产品2；粗选尾矿进行扫选作业，精选过程中得到的中矿合并够先进行预先分级，合格粒级返回粗选，不合格粒级进入磨矿，磨矿产品返回分级作业；保证了精矿品位，提高了硫矿物回收率。

摘要： 本发明公开了一种铜铅浮选尾矿中硫化锌矿解抑活化浮选回收的方法，属于矿物加工技术领域。本发明采用石灰调整铜铅浮选尾矿矿浆pH值，添加组合抑制剂抑制矿浆中的脉石矿物，添加活化剂铜氨络合物对矿浆中的硫化锌矿物进行解抑活化，依次加入组合捕收剂和起泡剂浮选回收矿浆中的硫化锌矿物。本发明采用铜氨络合物对抑制的硫化锌矿物进行解抑活化，不仅能够破坏硫化锌矿物表面的亲水层，还能活化硫化锌矿物，使其形成富铜表面，增强捕收剂的吸附能力，强化硫化锌矿物疏水上浮；同时本发明还采用组合抑制剂对脉石矿物进行协同抑制，采用组合捕收剂对活化后的硫化锌矿物进行协同疏水，解决了铜铅浮选尾矿中硫化锌矿难以回收的技术难题。

摘要： 本发明公开了一种钛铁矿浮选尾矿的活化浮选方法，包括以下步骤：(1)、将钛铁矿浮选尾矿进行粗细分级，得到粗粒级尾矿和细粒级尾矿；(2)、对所得粗粒级尾矿进行磨矿处理，对所得细粒级尾矿进行强搅拌擦洗，将磨矿后的粗粒级尾矿和擦洗后的细粒级尾矿注入搅拌桶中，加入硝酸铅进行混合调浆，然后进行浮选。该钛铁矿浮选尾矿的活化浮选方法能够有效地提高钛铁矿浮选尾矿的浮选效果，提高钛资源综合利用率。

摘要： 本发明提供一种磷矿浮选尾矿的再加工方法及磷矿浮选方法，该再加工方法先将磷矿浮选尾矿酸解，再通过多次浮化耦合、沉淀、过滤，将磷矿浮选尾矿中硅、磷、Ca2+、Mg2+分别以硅渣、氯磷酸钙、石膏晶须、MgCl2·6H2O的形式相互分离。本发明可将各分离产物用于生产工业产品，整个过程无废渣产生，实现了磷矿浮选尾矿的再利用，提高了磷矿浮选尾矿的资源利用率，从而有利于解决磷尾矿占用土地资源、污染环境的问题，具有良好的经济效益和重要的的环保意义。

摘要： 本实用新型公开了一种浮选尾矿全尾矿胶结充填系统，包括尾矿桨储罐、消气罐、高效浓密机、尾矿缓冲搅拌槽、尾矿压滤系统、高浓度搅拌桶、胶结材料给料装置和充填工业泵，所述尾矿桨储罐的出桨管通过加压输送泵与消气罐的入桨管相连接，该消气罐的出桨口与高效浓密机的桨料入口相连接。本实用新型不需要采用旋流分级、不需要对分级后的细粒级进行二次浓密及采用立式砂仓浓密后对充填系统进行骨料供料，不需要采用供水装置给搅拌系统供水即可实现全尾矿胶结充填，更改了工艺流程，提高系统运行可靠性，降低了运行能耗，降低了充填成本。