郴州市某铅锌硫化矿石选矿试验

郴州某铅锌硫化矿石矿物种类繁多,主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,主要脉石矿物为方解石、云母、绢云母、高岭石、白云石等,矿石铅、锌、硫品位分别为3.93%、2.29%和6.01%,硫化铅占总铅的78.88%,氧化铅占总铅的9.42%,硫化锌占总锌的95.93%;方铅矿主要呈粒状不均匀嵌布,闪锌矿主要呈不规则状、他形粒状或浸染状嵌布。为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占72%的情况下,采用1粗3精2扫流程抑制锌硫浮铅,1粗2扫流程混浮锌硫,1粗2精2扫流程锌硫分离,最终获得铅品位为60.78%、回收率为73.61%的铅精矿,锌品位为45.33%、回收率为85.94%的锌精矿,硫品位为36.71%、回收率为44.53%的硫精矿。     

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。     

陕西某钼铅多金属矿选矿试验

陕西某钼矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有辉钼矿、方铅矿、黄铁矿,并有少量钼铅矿等,钼、铅、硫、金等有回收价值,其中钼、铅主要以硫化物形式存在。为高效开发利用该矿石,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下1次粗浮选选钼、钼粗精矿再磨至-0.038 mm占93.75%的情况下4次精选选钼,1粗1扫钼尾矿1粗1扫2精选铅,铅扫选尾矿1粗2扫2精选硫,所有中矿顺序返回闭路流程处理,最终获得了钼品位为49.24%、钼回收率为89.19%的钼精矿,铅品位为61.69%、铅回收率为83.47%的铅精矿,硫品位为46.32%、硫回收率为68.21%的硫精矿,较好地实现了钼铅硫的综合回收。     

内蒙古某含碳高硫锌锡矿石选矿试验研究

内蒙古某含碳高硫锌锡矿石锌品位1.02%、锡品位0.86%,硫和碳含量分别为14.02%、1.68%。矿石矿物组成较复杂,主要有用矿物为闪锌矿、锡石和黄铁矿,脉石矿物主要为石英、绿泥石和绢云母等。为确定矿石合理的开发利用工艺,采用预先脱碳—浮重联合工艺流程开展选矿试验研究。结果表明,矿石经预先脱碳、1粗1扫1精锌硫混选、1粗1扫3精锌硫分离浮选流程处理,闭路试验可得到Zn品位为45.16%、Zn回收率为71.19%的锌精矿,S品位为46.92%、S回收率81.91%的硫精矿;浮选尾矿采用摇床重选,经粗选、精选、复选和中矿再选,可获得Sn品位45.52%、Sn回收率81.99%的锡精矿,以及Sn品位3.13%、Sn回收率11.09%的锡中矿。所设计试验流程较好地解决了矿石中有机碳对浮选的不利影响,综合回收了有价矿物,可为同类矿石的开发利用提供理论借鉴。     

某伴生银铅锌矿石的选矿试验

某伴生银的铅锌矿石中有回收价值的元素为铅、锌、银,铅氧化率为16.57%,锌氧化率为6.03%,银广泛分布在有用硫化矿物中。为高效回收矿石中的铅锌银,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占75%的低碱度条件下,采用1粗3精1扫浮铅、1粗3精1扫浮锌流程,可获得铅品位为65.89%、含锌2.89%、含银796 g/t,铅、锌、银回收率分别为90.74%、1.71%、50.19%的铅精矿,以及锌品位为45.68%、含铅0.46%、含银109 g/t,锌、铅、银回收率分别为93.03%、2.16%、23.69%的锌精矿,锌精矿含银超过100 g/t,达到计价标准。     

某选锌尾矿中硫矿物的回收试验

某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。     

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。     

浙江某复杂多金属银铅锌矿石选矿试验

浙江某银铅锌多金属矿石铅、锌、银含量分别为1.10%、3.70%、84.50 g/t,铅、锌主要以硫化铅、硫化锌形式存在,具有较高的开发利用价值。为充分回收矿石中的有价元素,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。确定的最终工艺流程为1粗3精2扫选铅、1粗2精1扫选锌、1粗1精选硫,最终获得铅品位为46.40%、铅回收率为81.02%、含银3 300.00 g/t、银回收率为75.17%的铅精矿,锌品位为4800%、锌回收率为88.17%的锌精矿,以及硫品位为36.70%、硫回收率为50.98%的硫精矿。较充分地实现了矿石中有用矿物的回收。     

云南某铅锌多金属矿选矿试验研究

在对云南某铅锌多金属矿进行简单工艺矿物学研究的基础上,按拟定的铜铅混浮-铜铅分离-锌硫混浮-锌硫分离原则流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验,采用1粗1扫2精混浮铜铅、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1扫2精混浮锌硫、1粗1扫2精锌硫分离、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿样,获得了铅品位45.26%、回收率81.33%的铅精矿,锌品位45.97%、回收率88.29%的锌精矿,分选指标理想,但综合回收产品铜精矿和硫精矿的指标有待提高。     

藏东某低品位铜钼矿石选矿试验

藏东某低品位斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.62%和0.028%,矿石中的主要金属矿物有黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黝铜矿、孔雀石、黄铁矿等,辉钼矿等微量,主要脉石矿物为石英等。矿石中铜钼矿物嵌布粒度微细,共生关系密切、复杂,铜钼分选回收难度大。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下进行1粗3精2扫铜钼混浮、铜钼混合精矿再磨至-0.045 mm占85%的情况下进行1粗4精2扫铜钼分离浮选,可获得铜品位为26.70%、铜回收率为87.23%的铜精矿和钼品位为47.59%、钼回收率为84.18%的钼精矿,高效地实现了矿石中铜、钼的回收与分离。     

某碲尾矿中回收硫的选矿工艺研究

某碲尾矿硫含量较高,矿物组成复杂且含硫矿物被石灰及亚硫酸钠抑制,属较难回收矿物。试验在工艺矿物学研究的基础上,进行了单一浮选与磁选—浮选联合选矿流程的工艺流程对比试验,试验结果表明,增加磁选流程对改善硫铁矿的选矿指标作用不大。通过对不同药剂种类及用量试验,确定了最佳的药剂制度。经一次粗选、两次扫选、一次精选的浮选流程,最终获得了硫精矿品位40.39%,回收率90.69%的良好指标。     

齐大山反浮选尾矿理化性质及再选工艺研究

应用X射线衍射、化学多元素、粒度和金属分布、光学显微镜等研究分析方法,对齐大山反浮选尾矿的化学元素组成、粒度分布特征及单体解离度特征等理化性质进行了系统研究,并对该尾矿进行了再选研究。结果表明:尾矿中铁矿物以赤铁矿为主,主要富集于细粒级中,主要脉石矿物为石英。再选试验采用脱泥-筛分-重选-磁选-反浮选联合工艺对尾矿进行回收,反浮选尾矿经过脱泥-筛分后再进行螺旋溜槽重选可获得铁品位为65.48%、铁回收率为16.88%的重选精矿,铁品位为30.45%、铁回收率为54.51%的磁选精矿给入反浮选作业;选用NaOH为调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂和LKY为捕收剂,经过一次粗选、两次精选,可获得铁品位65.36%,铁回收率为31.04%的反浮选精矿。最终实现了齐大山反浮选尾矿中铁矿物的有效回收。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

鞍千预选混磁精矿搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺研究

随着鞍千入选矿石性质的变化,原有的工艺流程暴露出一些问题,如重选精矿品位低、浮选尾矿损失大等。针对鞍千半自磨—湿式预选的混磁铁精矿,进行了详细的工艺矿物学研究,并确定了搅拌磨细磨—磁选—反浮选短流程工艺。研究结果表明,混磁精矿中铁品位为42.91%,主要含铁矿物为磁铁矿和赤铁矿,其他金属矿物为少量黄铁矿,赤铁矿和磁铁矿与脉石矿物结合形成的连生体含量较多,且在细粒级中分布率均较高;在此基础上确定了搅拌磨细磨—弱磁选—弱磁尾矿强磁选—强磁精矿一次粗选一次精选三次扫选的工艺流程,弱磁精矿和反浮选精矿合并得到的综合精矿TFe品位67.68%、回收率91.88%,综合尾矿TFe品位为8.83%。本研究对于鞍山式赤铁矿石流程的优化具有重要的指导意义。      

某低品位铜钼矿工艺矿物学及选矿工艺研究

青海某铜钼矿含钼0.084%，铜含量0.067%。工艺矿物学研究表明，原矿中钼主要以辉钼矿形式存在，铜以黄铜矿、辉铜矿及斑铜矿等形式赋存。针对矿石性质，结合探索实验，最终采用铜钼优先浮选工艺处理该矿石。在磨矿细度为-74μm 70%条件下，经一次粗选一次扫选两次空白精选得钼粗精矿，钼粗精矿再磨后经三次精选获得了钼品位50.21%、回收率85.21%的钼精矿；钼浮选尾矿用硫酸铜活化后经一次粗选一次扫选四次精选，获得了品位15.32%、回收率54.92%的铜精矿，实现了有价元素的综合回收。     

非洲某风化型铌铁磷多金属矿选矿研究

非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿，原矿含Nb2O5 0.62%、含P2O5 8.28%，含Fe 13.91%，矿石风化严重，含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异，采用重选实现有价矿物的预富集，磁铁矿具有强磁性，采用弱磁选回收磁铁矿，磷灰石和烧绿石具有可浮性差异，浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿，重选精矿磨细至-0.074 mm占78%，在磁场强度为0.45 T条件下，经弱磁选铁，获得了Fe品位61.69%，回收率38.83%的铁精矿，选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂，经1粗2精2扫磷浮选，获得了P2O5品位为37.59%，回收率为47.88%的磷精矿，选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂，经1粗2精2扫铌浮选，获得了Nb2O5品位37.56%，Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果表明：矿石磨细至-74 μm占80%，以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫铅浮选，铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO₄为活化剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫锌浮选，获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。