泉州某钼矿石浮选工艺试验研究

为确定某矿床钼矿石较合理的选矿工艺流程和选矿技术指标,开展了本次可选性试验研究。试验采用钼硫混合浮选—钼硫混合精矿再磨后钼硫分离的选别工艺流程,最终取得了钼精矿钼品位45.22%、钼回收率82.54%较为理想的试验指标。     

云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究

采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究, 成功获得了铅精矿、锌精矿, 并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%, 锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。     

某含滑石型铁矿综合利用试验研究

针对矿石中含有大量滑石的特性,试验采用先浮滑石、再浮硫、最后选铁的工艺流程,获得了硫精矿含硫48.11%、硫回收率95.23%;铁精矿含铁65.17%、磁性铁回收率96.55%、全铁综合回收率76.26%的良好指标。     

天马山硫金矿选金后尾矿选硫工艺流程探讨

通过对天马山硫金矿矿物组成以及选金尾矿的物相、密度、硬度和主要金属硫化物粒度分析,并探讨了选金尾矿硫的生产工艺流程.认为采用先磁选后重选再浮选的工艺流程在理论上是可行的、在实践中是合理、经济的.     

某高泥高硫硫化铜矿选矿试验研究（增刊）

某硫化铜矿含铜1.03%,含硫8.12%,铜矿物嵌布粒度较细,且存在大量易泥化脉石矿物,难以获得理想的选矿指标。以Z-200为捕收剂,BK204为起泡剂,采用“铜硫混选—铜硫分离”工艺流程,闭路试验可获得铜精矿含铜23.70%,铜回收率87.17%,硫精矿含硫41.34%,硫回收率60.88%,取得了较好的浮选指标,实现了资源的有效利用。     

含金低铜高硫难选铜硫矿石浮选分离工艺研究

某含金低铜高硫难选铜硫矿石,含铜仅有0.17%、含硫18%左右,铜硫比低,分离难度较大。通过铜捕收剂和选硫活化剂的优化选择,开展了磨矿细度、选铜捕收剂种类与用量、黄铁矿抑制剂石灰用量、选硫活化剂的种类与用量等条件试验,采用优先浮选工艺流程实现了该铜硫矿石的浮选分离,综合回收了矿石中的铜、硫及伴生金资源。结果表明,通过选铜为一粗二精一扫,选硫为一粗二精二扫的闭路流程,可获得铜品位为21.28%、铜回收率为82.62%的铜精矿,以及硫品位46.12%、硫回收率为90.95%的硫精矿,金在铜精矿中的品位和回收率分别达到13.86 g/t和76.23%的较好选别指标。     

四川某铁尾矿中铁和硫的综合回收选矿试验

四川某铁矿磁选尾矿中含有一定量的铁矿物和硫矿物可以综合回收。根据该尾矿的矿石性质,采用筛分分级--0.5 mm重选预富集-重选粗精矿浮选选硫-浮选尾矿磁选选铁的工艺流程进行选矿试验,获得了硫精矿、强磁性铁精矿和弱磁性铁精矿3种产品。硫精矿硫品位和硫回收率分别为39.66%和82.54%,强磁性铁精矿铁品位和铁回收率分别为62.28%和32.59%%,弱磁性铁精矿分别为51.87%和5.36%。     

XCFⅡ/KYFⅡ型浮选机组在凡口铅锌矿的应用

凡口铅锌矿为了将硫精矿产品方案由生产单一的普通硫精矿（S品位≥40%）改为生产高铁硫精矿（S品位≥47%）和普通硫精矿（S品位≥37%）两种产品,采用XCFⅡ/KYFⅡ-8型浮选机组替代原来的6A浮选机,对选硫工艺流程进行了改造。改造后,在硫回收率不受影响的情况下,两种硫精矿的品位完全达到预期目标,并减少了药剂消耗,可年增效益近5 000万元。     

马山硫金矿选金后尾矿选硫工艺流程探讨

通过对天马山硫金矿矿物组成以及选金尾矿的物相、密度、硬度和主要金属硫化物粒度分析,并探讨了选金尾矿硫的生产工艺流程。认为采用先磁选后重选再浮选的工艺流程在理论上是可行的、在实践中是合理、经济的。     

某铜硫矿优先浮选工艺研究

依据矿石性质进行了详细的条件试验,最终采用以WT为捕收剂的优先浮选工艺流程,并以闭路试验进行了验证.在原矿含铜1.12%、含硫20.14%的情况下,可获得含铜24.2%、铜回收率为95.29%的铜精矿以及含硫46.65%、硫回收率为86.88%的硫精矿,选别效果较好.     

某铜矿山浮选尾矿中铜硫回收工艺技术

我国西南部某特大型铜矿山浮选尾矿中铜品位0.21%,硫品位2.10%,含金0.11g/t。该矿石中目的矿物嵌布粒度细,与脉石矿物嵌布关系复杂,另外,因该矿山建设投产较早,受限于当时选矿技术水平相对较低,选矿指标不理想,有较多的铜损失在尾矿中。随着国家经济发展对资源需求量的逐步提高,针对老尾矿开展资源回收再利用,实现有价资源的应收尽收,具有重要的实践意义。因此,本文针对该尾矿开展了详细的选矿试验研究,通过工艺及药剂制度的研究,开发了高效捕收剂BKL-1,采用“铜硫依次优先浮选”的工艺流程,实验室闭路试验获得了铜品位20.11%,含金3.11g/t,铜回收率81.63%、金回收率25.39%的铜精矿及硫品位42.15%、硫回收率81.18%的硫精矿,在减少尾矿排放的同时,进一步实现了有用资源的综合回收。     

福建某铜矿石浮选工艺优化试验研究

针对福建某铜矿铜精矿中铜品位低问题,通过选用选择性好的捕收剂Z-200、加大磨矿细度、延长铜精选时间等一系列优化措施,选别指标明显改善。闭路流程为一次粗选、三次精选、三次扫选优先选铜,选铜尾矿一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得铜精矿含铜32.04%、含金6.28 g/t、含银187.00 g/t、铜回收率为86.86%、金回收率为46.08%、银回收率为47.47%,硫精矿含硫46.35%、含银32.40 g/t、硫回收率为50.44%,银回收率为34.23%。相比现场生产指标,铜回收率基本不变,铜精矿铜品位提高了近10%,其中的金品位和回收率分别提高了2.48 g/t、7.21%,硫品位下降了3.95%,硫精矿中硫回收率提高了20.74%。     

硫精矿立磨再磨再选回收铜试验研究

为提高大宝山铜矿铜回收率, 针对硫精矿中铜品位低(0.31%)、嵌布关系复杂的特点, 采用DY-1为铜捕收剂、石灰为黄铁矿抑制剂、2^#油为起泡剂, 进行了硫精矿立磨再磨再选试验研究。在优化的工艺条件下, 可获得可市售的铜精矿产品。开路试验铜精矿平均产率1.07%、平均Cu品位13.19%、Cu回收率45.68%, 硫精矿硫平均品位41.20%、硫回收率84.65%。由计算机模拟计算得到闭路流程铜精矿回收率为67.28%, 品位13.19%。     

某选铜尾矿硫回收工艺研究

某选铜尾矿含硫较高,主要硫化物为磁黄铁矿、黄铁矿等,由于在选铜作业时可浮性受到抑制,因而重点对硫化矿物浮选的活化剂和捕收剂进行了条件试验,最终确定的1粗1精1扫、中矿顺序返回流程处理该含硫2.46％的选铜尾矿,可获得硫品位为35.04％、硫回收率为83.90％的硫精矿.     

某含砷硫精矿二次处理试验研究

针对某含砷硫精矿,通过选矿工艺技术改进,获得高质量的硫精矿,实验室小型闭路试验获得含硫49.21%、含砷0.104%、含金1.03 g/t、硫回收率92.42%、金回收率93.13%的硫精矿,从源头上解决了黄铁矿中硫铁双资源的综合利用问题。     

新疆某铁矿石选矿试验方案对比研究

对新疆某铁矿石进行了选矿试验方案对比研究。铁硫混选再分离流程、先选铁后选硫流程和先浮硫后选铁流程对比试验结果表明, 为确保铁精矿的质量和总铁回收率, 选择铁硫混选再分离流程, 即采用重选-磁选-重选-浮选闭路流程, 可获得含TFe 66.10%、S 0.28%、铁回收率79.45%的铁精矿和含S 46.14%、硫回收率67.01%的硫精矿。     

铜钼硫复杂共生矿石选矿新工艺研究

某斑岩型铜钼矿位于中国西藏地区,是中国近年来发现的超大型矿床。矿物种类繁多,主要可回收矿物嵌布粒度不均匀,镶嵌关系较复杂。针对该铜钼矿矿产资源,通过对影响选矿指标的条件、流程方案等进行研究,确定了合理的选矿流程结构和药剂制度,获得了较理想的选矿技术指标:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%;钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%;硫精矿品位40.75%,硫回收率61.07%。试验结果表明,采用铜钼等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺,可以综合回收铜、钼、硫矿物。     

从选矿尾矿中回收有价元素的试验研究

针对某选矿厂尾矿进行了铜、硫和钨综合回收的试验研究。该尾矿储量大,尾矿中铜、钨含量较低,含硫较高,针对该尾矿性质,采用浮选—重选联合工艺流程回收其中的铜、硫和钨。全流程试验获得的试验指标为:铜精矿铜品位22.02%、回收率74.39%,硫精矿硫品位35.24%、回收率87.26%,钨精矿钨品位65.73%、回收率50.86%。     

某海底铜硫矿石可选性试验研究

某海底铜硫矿石含铜9.80%、含硫44.24%，为确定该类型矿石铜硫回收的适宜工艺条件及药剂制度开展了选矿试验研究。最终闭路试验获得的铜精矿含铜21.42%、铜回收率为8842%，硫精矿含硫51.41%、含铜0.718%、硫回收率为56.67%。该工艺流程及药剂制度合理，选矿指标稳定，为该矿石资源的铜硫综合回收提供了依据。     

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。