高硫铜锌矿的全混浮—再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选流程,该流程具有回收率高、成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿的重点和难点。针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu 3.03%、Zn 3.90%、S 27.44%,采用"全混浮—再磨脱硫—铜锌分离"工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm占90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%;铜锌分离闭路试验获得的铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%;锌精矿含Zn 52.30%,Zn回收率87.12%。结果表明对高硫铜锌矿采用全混浮—再磨脱硫—铜锌分离工艺可实现各矿物较彻底分离。     

高硫铜锌矿的混合浮选-再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。     

含金高硫铜锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌硫矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌硫矿物分离难度较大。依据矿石特性,试验研究采用一段细磨—铜锌硫等可浮—铜锌硫分离—锌浮选的工艺流程,使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂,使用选择性较好的Z-200作为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,试验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%,锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%,硫精矿品位44.25%、回收率59.16%,分离指标较为理想。     

内蒙古某难选铜锌硫化矿浮选分离试验研究

针对内蒙古某铜锌硫化矿中次生硫化铜矿物含量高、部分锌矿物与铜矿物之间共生关系密切和铜锌分离难的问题,试验研究采用铜锌等可浮、混合精矿再磨后铜锌浮选分离、锌浮选的工艺流程,以CY为调整剂消除矿石中次生铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子对锌、硫矿物的活化作用,应用选择性好的铜矿物捕收剂WR,实现铜锌的有效分离。试验室闭路试验获得的浮选指标为:铜精矿中含铜25.28%、铜回收率为81.50%,含锌7.33%;锌精矿平均含锌44.38%,锌总回收率为82.57%。     

某复杂铜锌硫化矿高效浮选分离新工艺研究

在铁闪锌矿和黄铜矿两种单矿物浮选试验的基础上,针对某复杂铜锌硫化矿石的原矿性质,用石灰抑制含铁矿物,硫酸锌抑制含锌矿物,丁黄药和2-巯基苯骈噻唑的混合药剂捕收含铜矿物,可以实现铜锌矿物的高效浮选分离。在开路试验基础上进行了实验室小型闭路试验,可获得铜精矿品位22.09%、铜回收率92.11%,锌精矿品位49.13%、锌回收率73.33%的选别指标。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

TL-1和BK510在铜锌分离提高锌浮选指标中的应用研究

为解决现场生产中铜锌浮选指标低、铜锌分离困难等问题进行了本次试验研究,该矿石属于硫化铜锌矿。试验采用自主研发的铜捕收剂TL-1及黄铁矿抑制剂BK510,获得的试验指标为:铜精矿中铜品位22.86%,铜回收率93.68%,含锌3.96%;锌精矿中锌品位48.77%,锌回收率94.72%,含铜0.092%。试验结果表明,捕收剂TL-1对铜矿物具有良好的选择性和捕收能力,新型抑制剂BK510对黄铁矿具有有效的抑制作用。     

难选铜锌多金属硫化矿浮选试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌矿物分离难度较大。依据矿石特性,在试验过程中采用了新型抑制剂T9和ZnSO4组合作为作为锌矿物的抑制剂,采用捕收力强、选择性较好的新型高效选矿药剂酯-80作为铜矿物的捕收剂,进行了抑锌浮铜优先浮选试验研究,实现了铜锌矿物的有效分离,实验室闭路试验获得的铜精矿品位为20.28%,回收率为92.98%,锌精矿品位52.85%,回收率84.89%,分离指标较为理想。     

某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿-铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。     

西藏某复杂铜锌硫化矿选矿试验

在对西藏某复杂难选铜锌硫化矿进行矿石性质分析的基础上,按优先浮铜再选锌的原则流程首先分别进行了铜、锌矿物粗选及精选工艺技术条件研究,然后进行闭路流程试验,获得了铜品位为20.10%、回收率为70.26%、含银90.20 g/t的铜精矿,锌品位为42.33%、回收率为75.35%、含银14.80 g/t的锌精矿,铜锌分离效果较好,但富集在铜精矿、锌精矿中的银回收率有待提高。     

钼、铋、铜、钨多金属矿石选矿试验研究

本研究目的为选取多金属矿中的有色金属,采用优先混合浮选钼、铋、铜矿,从尾矿中混合浮选白钨矿的工艺流程。混合浮选采用煤油加丁基黄药作为捕收剂。混合精矿依次钼—铜铋分离,再铋—铜分离,获得合格的钼精矿、铋精矿、铜精矿。     

铁磁性物料综合力场分选方法与设备的研究及进展

介绍了铁磁性物料的综合力场分选方法及设备，重点阐述了磁团聚重选与磁浮联合选矿的方法、分选原理及设备结构等。     

微细粒煤分选特性及其浮选技术进展

随着分选技术的进步和对微细粒分选研究的深入开展,开发出了以絮凝浮选,载体浮选,油团聚浮选,泡沫浮选为代表的行之有效的分选方法,有效的解决了微细粒难浮的问题,提高了煤炭企业的收益。     

西藏某铜铁多金属矿石选矿试验研究

西藏某铜铁矿石为矽卡岩型铜铁多金属矿石。矿石中可利用的元素主要为铁、铜,金、银可综合利用。采用先浮选铜后磁选铁的工艺流程,对该矿石进行选矿试验研究,很好地回收了铜、铁,并综合回收了金、银。     

用分步浮选从高品位黄铁矿中浮选清洁硫精矿研究

从禀赋较好的黄铁矿石中用选矿新工艺-分步浮选法,浮选清洁硫精矿具有许多优点,它与常规浮选法相比较,可以简化工艺流程,节省硫酸用量,降低生产能耗,产出含硫品位48%的清洁硫精矿。该精矿经沸腾炉焙烧后其烧渣铁品位61%,含硫量0.3%,可直接作为炼铁的原料,从而使黄铁矿烧渣综合利用问题得以解决。     

细粒嵌布铜铅锌矿石的浮选工艺试验研究

针对某多金属硫化矿中铜铅锌矿物共生关系密切和嵌布粒度细的特性,采用铜铅混合浮选-铜铅精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿选锌的浮选流程进行了系统的工艺条件试验,成功地实现了铜铅锌的分选,获得了铜品位和铜回收率分别为21.05%和86.71%的铜精矿、铅品位和铅回收率分别为63.94%和79.98%的铅精矿及锌品位和锌回收率分别为55.96%和84.50%的锌精矿,为合理开发该矿石资源提供了试验依据。     

某低品位含铁铝土矿选矿试验研究

在工艺矿物学的基础上,对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究,采用优先磁选选铁,磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验,并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验,获得铁精矿TFe含量60. 48%,铝精矿Al_2O_3含量65. 46%、A/S为6. 32的良好指标。     

提高铁锂云母精矿产品质量的试验研究

本文以江西某钽铌矿的铁锂云母副产品为研究对象,应用磁选法及浮选工艺以提高其产品质量。最终采用磨矿-浮选工艺流程,可获得含Li2O 2.45%、Rb2O 0.81%的铁锂云母精矿产品,实现了该资源的综合利用,社会效益、经济效益显著。     

平江某长石矿重磁浮流程试验研究

本文研究了不同重选、磁选、浮选组合流程对某长石矿提纯精矿白度和含铁量的影响。结果表明:通过磁选-脱泥-浮选流程能得到产率69.52%,Fe_2O_3含量0.008%,白度70.32%的长石精矿;通过脱泥-螺溜重选-中矿再溜-磁选流程得到总产率74.51%,Fe_2O_3含量0.025%,白度高于65%的长石精矿。与磁选-浮选联合工艺相比,重选-磁选联合工艺可获得产率更高,且各项符合日用陶瓷用长石要求的长石精矿。     

浮选柱分选萤石矿的试验研究

建立了浮选柱分选萤石矿试验系统,针对该萤石矿,确定样品制备最佳磨矿时间为10min.浮选柱分选萤石矿探索性实验结果表明:采用1粗1精4步分离流程,萤石产品最终品位为84.91%,回收率仅为69.42%,采用粗选黾矿后排方式,粗选尾矿中萤石品位可降至9.14%,同时,通过将精选的尾矿返回粗选,可增强后续分选入料的纯净性,并提高萤石回收率;在分离段加大抑制剂1的用量,可降低分离段黾矿品位,并获得回收率为79.59e、品位为96.25%的萤石精矿.将分离1和4的尾矿进行扫选,进一步降低了萤石损失.提高了回收率'.并得到扫选尾矿品位模型及柱分选萤石矿的最佳工艺流程.