用X射线辐射分选机预选某金铜共生矿石

赤峰金厂沟梁金矿石中的金主要与黄铜矿共（伴）生。根据矿石这一特点,对碎至150～0 mm矿石中150～90、90～30 mm粒级进行了X射线辐射预选试验,分离阈值按铜含量来选取。结果显示：150～90 mm粒级1粗1扫分离阈值分别为0.1和0.07时,可获得Cu品位为1.26%、Au品位为9.80 g/t、Cu回收率为96.27%、Au回收率为90.61%的预选精矿;90～30 mm粒级1粗1扫分离阈值分别为0.06和0.04时,可获得Cu品位为1.32%、Au品位为6.77 g/t、Cu回收率为98.69%、Au回收率为96.75%的预选精矿;全流程预选抛尾产率达35.08%。这说明,金主要与黄铜矿共（伴）生时,可用铜含量来确定X射线辐射分选机富集金时的分离阈值。     

贵州某重晶石矿X射线预选—浮选试验研究

贵州某重晶石矿原矿BaSO4含量为70.82%，主要脉石矿物为白云石、长石等，重晶石粒度极不均匀，且与脉石矿物嵌布关系复杂。选矿试验结果表明：重选难以获得理想的选矿指标，对-30+15 mm粒级样品采用X射线智能分选机预选抛尾，抛废率为11.07%，预选精矿合并到-15 mm粒级样品，在磨矿细度为-0.075 mm含量90%的条件下，经一次粗选三次精选的浮选工艺流程，最终获得了BaSO₄品位92.93%、综合回收率83.51%的选别指标，重晶石精矿密度为4.34 g/cm³，达到了钻井液用加重剂特级品标准。与采用常规“磨矿—浮选”工艺流程相比，采用X射线预选工艺在最终精矿回收率相当的情况下，精矿品位提高了1.11百分点，且减少了磨矿浮选作业处理量，具有良好的推广应用价值。     

镜铁山V矿体铁矿石智能与强磁干式联合预选试验研究

酒钢镜铁山V矿体铁矿石采出TFe品位23%左右,多年来受选矿工艺技术水平及经济条件制约,一直未得到合理利用。现场采用单一强磁预选工艺,入选矿石TFe品位得到较为明显的提高,但尾矿TFe品位偏高,铁损失较大。为进一步提高预选效果,对该矿进行智能预选与强磁预选联合抛废试验研究。结果表明：①对于TFe品位为23.92%、粒度范围为15~45 mm粒级样,适宜的抛废率为16.31%,此时TFe品位为26.53%、回收率92.83%。抛废率为13.20%和20.39%的稳定试验结果与条件试验结果基本一致,表明智能预选试验数据可靠。②A1粒级样（30~45 mm）粗选适宜的筒体表面线速度为0.70 m/s,此时精矿TFe品位为29.03%、回收率70.91%;A2粒级样（15~30 mm）粗选适宜的筒体表面线速度为0.85 m/s,此时精矿TFe品位为30.03%、回收率78.09%。③粒度为30~45 mm的智能预选精矿通过强磁干式预选,可抛除作业产率为15.04%、TFe作业回收率为8.29%的尾矿,精矿TFe品位提升了2.04个百分点;粒度为15~30 mm的智能预选精矿通过强磁干式预选,可抛除作业产率为10.97%、TFe作业回收率为5.79%的尾矿,精矿TFe品位提升了1.54个百分点。粒度为30~45 mm的智能预选精矿的强磁干式预选效果更好。④采用智能预选—强磁干式预选（1粗1扫）工艺进行联合抛废处理15~45 mm粒级矿样,可抛除总产率为24.12%、TFe回收率为11.95%的尾矿,精矿TFe品位提升了3.85个百分点,预选效果较好。     

极贫赤铁矿石分粒级预选抛尾试验

鞍山地区齐大山极贫赤铁矿石TFe品位为18.25%,金属矿物以赤铁矿为主,脉石矿物以石英为主。为提高矿石预选效果,对其进行了分粒级预选抛尾工艺试验。采用筛孔尺寸为3 mm的筛子筛分后,在双辊转速为1.25 m/s条件下,采用双辊强磁预选磁选机对3～15 mm粒级进行干式强磁预选,预选精矿采用实验室型高压辊磨机细碎至P80为1.62 mm,与筛下-3 mm粒级混合,采用SCG-150型湿式永磁高梯度磁选机进行湿式预选,预选精矿TFe品位可达31.44%,作业回收率83.03%,对原矿回收率为75.60%,抛除总产率为56.12%、铁品位为8.19%的尾矿。试验结果为极贫赤铁矿资源的开发和利用提供了研究基础。     

贫矿提质螺旋选别试验研究

为提高云南华联锌铟股份有限公司低品位贫矿的入选品位, 采用螺旋分选机进行了预选提质探索试验。对比试验结果表明, 以QL11BK型螺旋分选机选别效果为佳, QL90AP型螺旋分选机次之。通过螺旋分选机预选, 可以大幅度提高入选矿石的锌、铜、锡原矿品位, 精矿富集比接近或超过4倍。     

洛南某钼矿堆存废石X射线辐射预选试验

洛南某钼矿投产至今积累了大量堆存废石。为充分利用矿产资源,降低废石堆存对环境的影响,对该废石经破碎-检查筛分后获得的钼品位为0.051%、粒度为20~150 mm的物料进行了X射线辐射预选试验。结果表明：在激发电压为45 kV、滤光片数目为6片、给矿频率为27.5 Hz、分离阈值为0.42条件下,经辐射分选机预选,可以获得钼品位为0.125%、作业回收率为88.10%、对原矿回收率为81.05%的预选精矿。为给该预选精矿的选别提供依据,对其进行了工艺矿物学分析。预选精矿中有用矿物主要为辉钼矿,存在于辉钼矿中的钼占总钼的96.56%;脉石矿物主要为长石,其次为石英和石榴子石、方解石等。预选精矿破碎至-1 mm后,辉钼矿在+0.18 mm粒级的分布率为24.10%,在-0.075 mm粒级的分布率为64.64%,宜采用阶段磨矿-阶段选别的工艺进行回收。     

云南东川某高锌难选铜锌硫化矿石选矿试验研究

云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64%、Zn品位为6.21%,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难。对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;锌粗选以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂;铜和锌均采用“一次粗选一次扫选两次精选”的工艺流程,其中,铜粗精矿需再磨至细度为-0.038 mm占90%,铜第一次精选尾矿需进行扫选。最终,经闭路流程试验获得Cu品位27.87%、Cu回收率75.17%的铜精矿和Zn品位49.23%、Zn回收率94.48%的锌精矿,铜精矿含锌5.41%,锌精矿含铜1.03%,铜锌互含较低,实现了铜锌分离。      

光电智能抛废技术在低品位铅锌矿的试验研究

为降低矿山尾砂产率,提高选矿整体经济效益,盘龙铅锌矿引进光电智能抛废分选机,对低品位铅锌矿石进行了预选抛废小型、扩大和工业试验研究.小型试验对+30～-75 mm粒级进行了抛废率试验,确定合理的抛废率为45%,此时铅、锌回收率分别为98.10%和94.77%;对不同粒级进行扩大试验,确定理想的分选粒级为10～75 mm,作业抛废率为45.95%时铅、锌回收率分别为97.68%和94.80%;对+15～-60 mm粒级进行了工业试验,取得20个班综合指标分别为作业抛废率41.20%、尾矿含铅锌为0.04%和0.21%、铅锌损失率为1.82%和2.56%,精矿含铅锌1.37%和5.82%,铅锌回收率分别为98.08%和97.44%.试验表明,光电智能抛废技术对盘龙铅锌矿低品位铅锌矿石分选抛废效果较好,可降低入磨矿石量,提高入选矿石品位,降低磨浮能耗,同时减少尾矿产率,缓解尾矿库库容压力,具有较好的技术、经济和环保效果,为实现"无尾矿山"创造了有利条件.     

蛇纹石有价成分的提取与富集

采用X-射线辐射分选机对赤峰大井子铜矿原矿及围岩不同粒级试样进行了不同分离阈值预选试验,结果表明,预选指标随分离阈值及给料粒度的变化而变化。在适宜的分选条件下,可实现铜矿中有用矿物与脉石矿物及废石的有效分离,剔除原矿中的废石,回收围岩中的有用矿物,从而提高入选品位,降低选矿成本,减少资源流失和浪费,提高选矿厂的综合经济效益。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

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。     

都龙锌锡铜多金属矿铜精矿提质试验研究

针对都龙矿区以锌锡为主含低品位黄铜矿的多金属硫化矿,由于原矿含铜品位较低铜锌矿物嵌布粒度不均且互含关系密切,加之原矿中含滑石、云母等易浮脉石矿物的影响,采用优先选铜的原则流程及常规黄药类组合捕收剂获得的铜精矿指标不尽理想,铜精矿含铜品位16%左右、含锌品位高达9%以上,铜精矿回收率仅50%左右,难以达到铜矿物与锌矿物及脉石矿物间的高效分选回收的目的。通过对选铜药剂制度的优化研究,获得了铜精矿含铜品位21.54%、含锌品位6.41%,铜精矿回收率53.85%的选铜指标,与原药剂制度相比,铜精矿中的锌矿物及易浮脉石矿物的含量大幅度降低,选铜指标得到明显提升。     

非洲某难选高硫铜锌硫化矿选矿试验研究

非洲某高硫铜锌硫化矿中Cu和Zn的品位分别为1.30%、2.97%。由于原矿中铜矿物嵌布粒度细，与锌矿物紧密共生，矿石中次生铜矿物易氧化释放出铜离子活化闪锌矿，导致精矿互含率高，生产指标较差。 针对该矿石特点，进行了系统的工艺优化试验。结果表明：①矿石中主要铜矿物为黄铜矿，嵌布粒度较细，主要集中在10~35 μm；锌矿物为铁闪锌矿，粒度集中在10~75 μm；有害元素As主要以毒砂形式存在，少量 存在于硫砷铜矿中；其它硫化物主要为黄铁矿；脉石矿物主要包括方解石、白云石、菱铁矿、石英等。②在磨矿细度为P80=75 μm的条件下，经“粗精矿再磨+1粗3精1扫”选铜和选锌流程，最终可获得Cu品位26.03% 、含Zn1.72%、Cu回收率84.02%、Zn损失率3.29%的铜精矿和Zn品位44.16%、含Cu2.84%、Zn回收率90.63%、Cu损失率9.80%的锌精矿，较好地实现了铜锌资源的分离与回收。③试验采用焦亚硫酸钠作为锌的高效抑制剂 ，降低了难免离子对闪锌矿的活化；对于部分共生关系致密，嵌布粒度极细的铜锌矿物，通过超细磨技术进一步促进了铜锌单体解离，最终实现了铜锌高效分离。     

青海某铜锌硫化矿选矿试验研究

摘要:针对青海某铜锌硫化矿石开展试验研究,矿石性质研究表明,该矿铜矿物嵌布粗细不均匀,大约有15%的铜矿物呈微细粒（粒度小于10μm）包裹于脉石矿物中,难以得到有效回收,同时原矿含锌较低,含量在锌矿边界品位（0.5～1%）,可考虑伴生回收。针对该矿矿石性质,采用优先浮铜工艺,可有效实现铜、锌分离,获得了铜精矿品位18.66%、铜回收率83.90%、铜精矿含金3.06g/t,锌精矿品位41.69%、锌回收率29.49%的较好选矿指标。      

细粒难选铜锌矿石选矿工艺研究

某细粒难选铜锌矿石原矿含铜0.95%,含锌8.65%,采用抑锌浮铜工艺进行铜锌分离,选铜闭路试验经过一次粗选、两次扫选、铜粗精矿再磨至-38μm含量83.57%后三次精选,获得含铜22.39%、回收率58.63%的铜精矿,选铜尾矿选锌闭路试验经过一次粗选、两次扫选、三次精选,获得含锌53.62%、回收率94.86%的锌精矿,有效地实现了铜锌分离。     

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。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

某选矿厂铜粗精矿提铜除杂试验研究

某选矿厂铜粗精矿中夹带大量的锌硫矿物及滑石、云母等易浮脉石矿物,在铜精选段采用石灰及硫酸锌虽然能抑制锌硫矿物,但对以滑石为主的易浮脉石矿物无抑制作用,导致精选后的铜精矿产品中脉石杂质含量大、铜品位明显偏低。针对该现状,在铜精选段进行了降低铜精矿中易浮脉石矿物的提铜除杂试验研究,在铜精选段采用CMC-Na作为易浮脉石矿物的抑制剂后,获得了铜精矿含铜品位22.34%,精选段作业回收率84.71%的选铜指标,达到了提铜降杂的目的。