某铜硫矿选矿工艺研究

对某铜硫矿进行了详细的浮选工艺研究,对浮选尾矿中的磁铁矿进行了磁选回收,确定了最佳的工艺流程。闭路试验获得了铜品位24.16%、铜回收率92.04%的铜精矿和硫品位40.24%、硫回收率89.72%的硫精矿,以及铁品位65.15%、对原矿全铁回收率35.66%(对原矿磁铁矿回收率约93%)的铁精矿。     

某铁硫铜复杂多金属矿选矿试验

对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿-弱磁选-硫铜混浮-铁精矿脱硫选矿工艺流程。     

某铁硫铜复杂多金属矿选矿试验

对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿—弱磁选—硫铜混浮—铁精矿脱硫选矿工艺流程。     

秘鲁某选铁尾矿海水条件下回收铜硫铁试验研究

秘鲁某铁选厂每年产出选铁尾矿340万吨,铁尾矿中含有铜、硫、铁等多种有价元素,价值非常可观。为充分开发该尾矿资源,拟对其进行选矿试验研究。在原矿性质研究的基础上,经过大量探索试验,确定采用铜硫混浮--铜硫分离-再选铁的原则工艺流程,在海水介质条件下,使用高效捕收起泡剂酯112,最终获得了铜精矿铜品位25.22%,铜回收率88.03%;硫精矿硫品位42.12%,硫回收率91.28%;铁精矿铁品位68.90%,铁回收率13.92%的较好指标。     

广东某铜硫矿铜硫综合回收选矿流程试验研究

对广东某低铜高硫含钨铜硫矿进行了选矿小型试验研究。采用磁选-浮选联合流程, 原矿磨矿至-0.074 mm粒级占75%后进行弱磁选, 弱磁尾矿选铜, 选铜尾矿再浮硫, 最终可获得硫品位37.10%、硫回收率38.11%、铁品位56.64%的磁性精矿, 铜品位18.81%、铜回收率88.38%的铜精矿和硫品位42.35%、硫回收率53.04%的硫精矿。     

皖南某铁铜硫多金属矿选矿工艺研究

皖南某铁铜硫多金属矿中铁矿物以磁性铁为主,伴生有少量黄铜矿和黄铁矿,矿物嵌布关系复杂、粒度粗细不均。根据矿石性质,试验采用优先浮铜—铜尾浮硫—硫尾弱磁选铁的工艺流程,针对含Fe44.55%、Cu 0.26%、S 2.73%的原矿,获得了Fe品位67.56%、回收率86.94%的铁精矿,Cu品位19.44%、回收率84.69%的铜精矿以及S品位37.85%、回收率62.12%的硫精矿,该流程较好地回收了铁、铜、硫矿物,为同类矿石的选矿提供了借鉴。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

云南某难选锡铜多金属矿选矿工艺研究

对云南某锡铜多金属矿进行了原矿性质分析,该矿石锡、铜品位低,硫、铁、砷等含量高,属于难选矿。采用阶段磨矿、阶段选别的浮选—重选联合工艺流程,可以获得铜品位14.59%,回收率79.33%的铜精矿;锡品位为5.759%,回收率为64.64%的粗锡精矿以及硫品位为30.23%,回收率为68.55%的硫精矿,实现了矿产资源的综合利用。     

广西某选铜尾矿铁铜硫锡综合回收选矿试验

对广西某选铜尾矿进行了详细的选矿试验研究,根据矿石特性,采用磁选—铜硫混浮再分离—浮选尾矿重选工艺流程,有效地综合回收了尾矿中的铁、铜、硫、锡有价元素,最终获得的试验指标为:铁精矿铁品位63.66%、铁回收率16.89%,铜精矿铜品位16.70%、铜回收率40.06%,硫精矿硫品位36.77%、硫回收率57.05%,锡精矿锡品位24.59%、锡回收率35.16%。     

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究

针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。     

大红山铜矿西部矿体矿石可选性试验研究

大红山铜矿西部矿体作为一期产能的接替工程,对大红山铜矿的可持续发展有着重要意义。针对西部矿体矿石的可选性开展试验研究,为今后该矿石的选别提供技术参数与工艺流程。试验研究结果表明,组合捕收剂的浮选效果优于单一的捕收剂。当丁基黄药与丁基铵黑药以3∶1组合使用,总用量为60 g/t时,闭路试验可获得铜精矿铜品位30.12%,回收率96.95%的优良指标。与目前的工艺条件相比,铜精矿品位提高了6.93%,铜回收率提高了1.09%。     

鄂西某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧及浸出除磷试验

针对鄂西某高磷鲕状赤铁矿(铁品位43.50%),在实验室条件下采用磁化焙烧—磁选工艺获取铁精矿,并对该铁精矿进行酸浸、生物浸出除磷试验。研究结果表明,在焙烧温度850℃,焙烧时间25min,还原剂用量为矿石质量的5%,磨矿时间4min,磁场强度120kA/m条件下,得到铁精矿铁品位为54.92%,铁回收率为86.78%,P含量为0.83%;酸浸试验中矿浆浓度2%,分别用0.1mol/L的H2SO4,HNO3,HCl,草酸(C2H2O4),柠檬酸(C6H8O7)除磷,其中H2SO4除磷提铁效果最佳,铁精矿品位为57.98%,回收率为96.47%,除磷率为95.30%;生物浸出试验中矿浆浓度2%,用嗜酸氧化亚铁硫杆菌(At.f菌)对铁精矿作用后,磷含量为0.23%,用黑曲霉菌滤液对铁精矿作用后,磷含量为0.20%。     

用组合抑制剂实现铜铅高效分离的试验研究

以水玻璃+亚硫酸钠+CMC为铅的组合抑制剂,对某地铜铅锌多金属硫化矿石的铜铅混合浮选精矿进行了铜铅分离试验研究。试验考察了组合抑制剂用量、浮选浓度及抑制剂作用时间对铜铅分离效果的影响,确定了它们的适宜条件。在此基础上,通过1次粗选、2次扫选、2次精选闭路浮选,获得了铜品位为27.19%,含铅5.13%,铜回收率为97.26%的铜精矿和铅品位为72.98%,含铜1.46%,铅回收率为88.08%的铅精矿,实现了铜铅的高效分离。     

四川某氧化铜矿石选矿试验方案对比试验研究

对四川某氧化铜矿石进行了选矿试验方案对比研究,分别进行了单一浮选和硫酸浸出—置换—浮选联合流程对比研究。结果表明,硫酸浸出—置换—浮选联合流程,可获得产率4.50%、铜精矿品位44.56%、回收率94.59%铜精矿,尾矿含铜0.12%,损失率仅为5.41%较好指标。     

某复杂难选低品位锂辉石矿综合回收工艺

根据矿石性质研究某锂辉石矿产资源高效综合利用的工艺流程。采用硫酸作pH调整剂,十二胺作捕收剂优先浮选云母,以NaOH作调整剂、CaCl2作活化剂,油酸作捕收剂浮选锂辉石矿物,浮选粗精矿经再磨后以Na2CO3为调整剂精选,获得含Li2O 6.04%、回收率76.77%的锂辉石精矿和纯度较高的云母精矿。     

某铅锌矿综合回收工艺技术

为了实现西藏某铅锌复杂难选矿石的铅、锌和硫的高效分离,采用优先浮选工艺流程对矿样的有用组分进行条件实验,以矿磨细度-74 μm 80％,采用乙硫氮+丁铵黑药为捕收剂,适量石灰+硫化钠硫酸锌为活化剂,浮选时间在4.5 min后,取得了满意的铅产品作业回收率;对铅的浮选尾矿以石灰作为(磁)黄铁矿的抑制剂及pH值调整剂,硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂,浮选达到了较高的锌产品回收率;硫粗选实验采用硫酸作为活化剂,丁黄药作为捕收剂获得了满意的硫产品回收率.该实验可获得铅精矿Pb回收率90.09％;锌精矿Zn回收率80.58％;硫精矿S回收率47.49％.从最终精矿产品可以看出,采用铅中矿顺序返回-锌全浮选-锌精矿磁选工艺可获得较好的铅、锌、硫等精矿指标.     

某钨铜多金属共生矿资源综合利用研究

针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_3品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_3品位为62.04%,WO_3回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。     

磁性螺旋溜槽回收细粒钛铁矿试验

为检验新研制的磁性螺旋溜槽在微细粒钛铁矿回收方面的优越性,以规格型号均为BLL-600的磁性螺旋溜槽和常规螺旋溜槽为分选设备,对0.074~0.038 mm粒级和-0.038 mm粒级的钛铁矿进行了分选效果对比试验。结果表明:①0.074~0.038 mm粒级的物料在给矿浓度均为14%、给矿量均为5.4 L/min的情况下,常规螺旋溜槽1次粗选可获得TiO2品位为27.03%、回收率为72.20%的钛粗精矿,磁性螺旋溜槽1次粗选可获得TiO2品位为27.19%、回收率为86.04%的钛粗精矿;②-0.038 mm粒级的物料在给矿浓度均为10%、给矿量均为4.2 L/min的情况下,常规螺旋溜槽1次粗选可获得TiO2品位为8.48%、回收率为42.83%的钛粗精矿,磁性螺旋溜槽1次粗选可获得TiO2品位为8.43%、回收率为57.88%的钛粗精矿;③在相同工艺技术条件下,磁性螺旋溜槽比同规格型号的常规螺旋溜槽可以取得更高的TiO2回收率;④在精矿TiO2指标相当的情况下,磁性螺旋溜槽可显著提高处理能力。     

某新型抑制剂在铜锌分离中的试验研究

针对某复杂难选铜锌矿石,采用优先选铜原则流程进行铜锌分离,利用小分子有机抑制剂抑制锌矿物,分离效果良好。小型闭路试验可获得铜精矿含铜23.15%、铜回收率为77.61%、含锌5.61%,与常规锌组合抑制剂Zn SO4+Na2SO3相比,新药剂可使铜精矿中铜品位和回收率分别提高3.91和7.36个百分点、杂质锌的含量降低2.61个百分点,锌精矿的锌品位与回收率分别提高了0.66%、0.31%。     

组合抑制剂在铜锌浮选分离中的试验研究

云南某复杂多金属硫化矿可供回收的金属有铜、锌、锡、硫等,各矿物间嵌布粒度极细。试验研究结果表明,在不改变磨矿条件及生产所用捕收剂的基础上,用ZnSO4+Na2SO3+Na2S为组合抑制剂,经一次粗选、三次精选和一次扫选的开路试验获得铜精矿品位为16.5%、铜回收率为60.29%,铜精矿含锌6.2%,解决了长期以来铜回收率较低且铜精矿中含锌较高的实际问题。