某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石 Li2O 品位 1. 53%、Ta2O5 品位 0. 025%、Nb2O5 品位 0. 006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。 为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重 选试验研究。 确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。 试验结 果表明:原矿在磨矿细度-0. 076 mm 占 75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选 工艺分选指标,强磁选精矿经摇床 1 次粗选、1 次精选获得 Ta2O5 品位 21. 35%、对原矿回收率 23. 03%的钽铌精矿;以 碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂 T-88 为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进 行锂辉石浮选试验,经 1 次粗选、2 次精选、1 次扫选、1 次中矿再选锂,获得 Li2O 品位 5. 60%、对原矿回收率 76. 13% 的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。 试验结果为该类型矿石的工业开发奠定了基础。     

大足天青石矿选矿工艺研究与生产实践

研究了大足中低品位天青石矿的工艺矿物学特性，该矿石天青石与主要脉石矿物在物性上的最大差异是密度；进行了重选试验，采用跳汰－摇床的工艺，可以把原矿品位为69．75％的天青石矿分达成品位为92．44％的优质精矿，回收率为82．43％；生产实践取得了较好指标，达到或超过设计指标，证明了试验所选取的条件是正确的，工艺是合理的。     

多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究

某铜锌多金属硫化矿含铜0.63%、含锌0.41%,矿石氧化率较低,属易浮铜锌多金属原生硫化矿。针对现场生产铜锌精矿互含较高、铜锌分离不理想的问题,试验研究确定了优先浮铜—铜尾浮锌的优先浮选方案,控制磨矿细度-74μm粒级占80%,通过原矿"一次粗选、三次精选、一次扫选"浮铜+铜尾矿"一次粗选、三次精选、二次扫选"浮锌的工艺流程,利用组合抑制剂碳酸钠+水玻璃加强对脉石矿物抑制,组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌加强对含锌矿物抑制,最终获得了铜精矿铜品位22.30%、锌品位1.37%,铜回收率89.91%;锌精矿锌品位18.71%、铜品位0.96%,锌回收率78.49%的良好指标,对比现场生产指标有了极大改善,铜锌综合回收利用效果显著。     

广东某低品位白钨矿选矿试验研究

广东某矽卡岩型钨多金属矿矿物组成复杂,钨品位低,含钙脉石矿物多。针对该矿石特点,采用"优先硫化矿-常温粗选-加温精选"工艺,即钨粗选采用(731+油酸)作捕收剂,加温精选采用水玻璃和硫化钠作抑制剂。试验结果表明,在原矿含钨0.15%情况下,采用此工艺可获得含钨60.35%、钨回收率66.33%的钨精矿,与现场原工艺相比,钨品位提高了7.25个百分点,回收率提高了7.23个百分点。     

某片麻岩鳞片石墨矿浮选实验研究

黑龙江某片麻岩鳞片石墨矿石结构属于片麻岩型石墨矿,脉石矿物以石英、长石、白云母为主,金属矿物有少量的褐铁矿。原矿总固定碳含量为8.03%,通过酸浸-碱熔-酸洗分析得知:原矿中+0.15 mm大鳞片石墨的固定碳含量占总固定碳含量的37.58%。原矿经一次粗选一次扫选、粗精矿八次再磨八次精选的阶段磨浮工艺流程,最终获得的精矿固定碳品位90.53%、精矿固定碳回收率94.07%。其中+0.15 mm精矿固定碳品位达到95.26%、固定碳回收率为17.67%,+0.15 mm大鳞片石墨的保护率为47.02%。      

国外某镍钴矿资源综合利用研究及应用

针对国外某镍钴矿资源，在查明矿石性质的基础上，采用"原矿擦洗-旋流器分级-螺旋粗选-摇床精选-磁选除铁"工艺流程，生产应用多年来，在原矿镍钴铬铁品位分别为0.93%、0.18%、3.25%、14.95%的情况下，获得镍钴回收率分别达到97.60%和96.08%，铬含量仅1.19%的轻矿物，为后续湿法回收镍钴创造了有利条件，同时获得铬品位32.13%，回收率62.62%的铬精矿，铁品位61.94%，铁回收率24.48%的铁精矿。实现了此镍钴矿资源的综合回收利用。     

某锡矿选矿工艺研究

对某含锡0.86%、含硫2.14%的锡石多金属硫化矿进行了选矿工艺研究。采用混合浮选脱除其中硫化矿物, 然后混合浮选尾矿采用离心机预先抛尾-分级摇床-浮选工艺回收其中的锡, 试验室闭路试验获得锡品位55.63%、回收率61.83%的摇床锡精矿和锡品位29.31%、回收率11.33%的浮选锡精矿, 锡总回收率为73.16%。试验指标较为理想。     

广西某钨铜钼铋多金属矿选矿试验研究

广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿矿床,矿石性质复杂,矿物种类较多。原矿中金属品位较低,铜0.41%、钼0.041%、铋0.049%、WO_3 0.35%,铜钼铋钨均达到了工业回收价值,故可以综合回收。针对原矿性质复杂的特性,试验拟采用浮选—重选流程,因考虑原矿品位较低,可回收的元素种类多,为了最大程度提高资源综合利用率,同时从试验操作的可控性考虑,故采用混合浮选,得到铜钼铋硫混合精矿—硫化矿分离—混合浮选尾矿重选回收钨的工艺流程。铜铋分离过程中使用水玻璃为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,并获得良好的分离指标。混浮尾矿使用云锡摇床重选回收钨,重选流程为一次粗选、一次精选、一次扫选,最终获得钨精矿品位为WO_3 56.01%的指标。     

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿选矿试验研究

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿具有氧化率高、泥化严重、云母及滑石含量大等特点,采用单一浮选工艺难以获得较好的选矿指标。依据原矿性质,试验制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脉石矿物,后浮易选氧化矿,最后采用磁选回收难浮的含铜钴矿物的原则流程,对含铜2.56%,钴0.31%的原矿,小型选矿试验获得品位铜32.20%、钴1.45%,回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%,回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿,铜总回收率83.42%,钴总回收率58.81%。     

某难选钼矿混合浮选试验研究

某钼矿因矿石氧化率高、含矿泥多，碳酸盐脉石矿物含量高，造成选矿难度较大。选矿试验采用硫化钼和氧化钼混合浮选全浮选流程，粗精矿浓缩后在高碱度下加温精选，精选精矿酸处理除去碳酸盐及其它酸溶脉石矿物，得到合格的钼精矿，试验指标为原矿钼品位0.17%，钼精矿品位45.65%，钼回收率70.68%。     

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。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

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。     

从湖南某高钙钨矿中常温浮选白钨矿与萤石

湖南某矽卡岩型含硫钨矿资源,矿物组成复杂,有用矿物主要为白钨矿和萤石。为了高效开发利用该资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,用4 000 g/t模数为2.8的水玻璃对矿浆浓度为50%白钨精矿1调浆1.5 h,然后进行连续4次常温空白精选,可有效提高白钨精矿WO₃品位;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下1次开路浮选脱硫,脱硫产品1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选白钨矿,选钨尾矿1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选萤石,最终获得了WO₃品位为58.26 %、回收率为92.89％的白钨精矿,以及CaF₂品位为98.36%、回收率为89.85%的萤石精矿。闭路试验流程是该矿石低耗、高效开发利用流程。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

陕西某含铅钼矿石选矿试验

陕西某含铅硫化钼矿石中的钼铅矿物以原生硫化物为主,共生关系密切、嵌布粒度细微,对该矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,采用一段磨矿、1粗1扫钼铅混浮、钼铅混合粗精矿再磨、3次混合精选、1粗2扫2精钼铅分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了钼品位为52.32%、回收率为92.50%、含铅4.52%的钼精矿和铅品位为40.98%、回收率为70.42%、含钼0.43%的铅精矿。     

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。      

某锌冶炼渣回收铜的工艺研究

湖北某锌冶炼渣铜品位约为1.01%，铜主要以类质同象形式赋存于磁黄铁矿中，其次是铁氧化物（磁铁矿和赤铁矿）中，主要脉石矿物为玻璃质等。该论文首先研究锌冶炼渣的矿物组成及铜的赋存状态，之后分别对原渣样品和渣磁选除铁尾矿进行了选铜工艺试验，探索了不同种类抑制剂和捕收剂对铜金属回收的影响。结果表明，原冶炼渣样粗选采用丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位5.10%、回收率66.09%的铜精矿。冶炼渣磁选除铁尾矿粗选采用丁铵黑药捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位3.45%、相对磁选尾矿回收率57.61%的铜精矿。