某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。     

甘肃某高硫铜金矿石选矿试验

为高效开发利用甘肃某黄铁矿型铜金矿石资源,采用铜硫等可浮—铜硫混合精矿再磨分离流程对铜、金、银等有价金属及硫进行了回收试验。结果表明,在磨矿细度为-74μm占60%的情况下采用1粗1精2扫流程等可浮铜硫,铜硫混合精矿再磨至-37μm占70%的情况下采用1粗1精1扫流程分离铜硫,最终可获得铜品位为28.58%、金品位为293.79 g/t、银品位为627.05 g/t,铜、金、银回收率分别为93.80%、90.18%、89.18%的铜金精矿,以及硫品位为44.78%、硫回收率为88.01%的硫精矿。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系，测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征，并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究，确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明，在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下，可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。     

云南某难选铜锌硫化矿石选矿试验

云南某铜锌硫化矿石铜品位为0.16%、锌品位为4.43%,铜、锌均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占78%条件下,以OL-ⅡA为捕收剂经1粗3精2扫铜优先浮选（一段铜精选精矿再磨至-38 μm占94%再进行二段铜精选）,选铜尾矿以X-43为活化剂、丁黄药为捕收剂经1粗4精2扫流程选锌（一段锌精选精矿再磨至-45 μm占91%再进行二段锌精选）,获得了铜精矿铜品位18.52%、回收率53.89%,锌精矿锌品位47.10%、回收率88.74%的分选指标,试验结果可以为该矿石开发利用提供依据。     

赞比亚谦比希铜矿西矿体原矿磨矿工艺研究

针对赞比亚谦比西铜矿西矿体矿石特点,原矿含铜1.855%,氧化率5.35%,主要硫化矿为黄铜矿,原矿低品位废石占25.32%左右,氧化率高、含泥量大,原矿中-38.5μm含量高达36.69%,属易碎难磨矿石。磨矿工艺试验研究表明,一段磨矿最优条件为-74μm占85.25%;两段磨矿最优条件为,第一段磨矿细度为-74μm占72.73%,第二段磨矿后总产品细度为-74μm占98.60%。浮选试验结果表明,对于该矿石,两段磨矿工艺明显优于一段磨矿工艺,铜回收率至少提高3个百分点。     

思茅某氧化铜矿选别试验研究

针对某氧化铜矿石采用一段磨矿,磨矿细度为-74μm占70%.利用硫化浮选法回收铜,丁基黄药作捕收剂,松醇油作起泡剂,采用一次粗选、两次扫选的开路流程可以获得比较满意的指标:原矿铜品位Z83%,混合精矿铜品位14.54%,混合精矿铜回收率69.17%。     

含易浮钙镁矿物的某黄铜矿的浮选试验

某低品位铜矿石中易浮钙镁矿物含量非常高,磨矿过程中这些钙镁矿物极易泥化,罩盖在黄铜矿等矿物颗粒表面,影响铜矿物的正常选别。为了解决该矿石的高效分选问题,采用泥、矿分选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-74μm占52%的情况下进行脱泥浮选,矿泥经1粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,槽内产品再磨至-74μm占75%的情况下经1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为18.13%、回收率为80.86%的铜精矿。良好的试验指标表明,该闭路流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。     

紫金山某低品位含金铜矿石高压辊终粉磨—浮选试验研究

紫金山某含金铜矿石主要有价元素为铜,其含量为0.29%,铜主要以硫化铜形式存在,分布率为80.26%。研究了高压辊终粉磨技术对该矿石浮选特性的影响,结果表明:原矿经高压辊终粉磨细至-74μm占75%时,以Ca O为抑制剂、丁铵黑药为捕收剂、2#油为起泡剂经1粗1精3扫浮选,可获得铜品位为18.46%、回收率为84.15%,金品位为4.91 g/t、回收率为76.06%的铜精矿。与采用常规碎磨工艺磨细至-74μm占75%进行闭路浮选试验相比,采用高压辊终粉磨技术获得的铜精矿铜品位降低了0.33个百分点、铜回收率提高了5.61个百分点。高压辊终粉磨技术具有流程配置简单、生产成本低、能耗低等优点。     

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸,地质条件发生变化,矿石中出现了大量的磁黄铁矿,且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产,选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳,选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究,在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%,在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选,最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比,优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点,所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点,优化效果明显。     

提高某低品位斑岩型铜钼矿石混浮精矿指标试验

某斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.339%和0.022%,现场在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,先采用1粗3精3扫、中矿顺序返回流程获得铜钼混合精矿,再进行铜钼分离,但混合精矿Cu、Mo品位分别仅为17.23%、0.629%,Cu、Mo回收率分别仅为86.40%、48.60%。为改善混合浮选指标,在现场磨矿细度下进行了药剂优化研究。结果表明,在选矿工艺流程不变的情况下,用捕收剂Pj-053+荆江钼替代Pj-053+变压器油,最终可获得铜、钼品位分别为18.89%、1.023%,铜、钼回收率分别为92.50%、77.19%的铜钼混合精矿,与现场生产指标比较,混合精矿Cu、Mo品位分别提高了1.66、0.394个百分点,Cu、Mo回收率分别提高了6.10、28.59个百分点,指标改善显著。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

基于柠檬酸-改性淀粉的金川铜镍精矿降镁提质

金川镍矿石所含Cu²⁺、Ni²⁺对矿石中大量的含镁硅酸盐脉石矿物有较强的活化作用,导致镍铜混合精矿MgO含量较高,Ni、Cu品位难以提高。为实现矿山的提质降镁目标,在柠檬酸-改性淀粉药剂体系下进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90.12%条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程,可取得Ni、Cu品位分别为9.03%、5.18%,MgO含量6.18%,Ni、Cu回收率分别为85.30%、72.82%的镍铜混合精矿。与模拟现场工艺的实验室试验指标比较,精矿Ni、Cu品位分别提高了0.28、0.07个百分点,精矿Ni、Cu回收率分别提高了3.41、1.04个百分点,MgO含量下降了0.58个百分点。因此,在富含镁硅酸盐脉石矿物的铜镍硫化矿石的浮选中,柠檬酸-改性淀粉具有显著的提质降镁效果。     

提高某深部铜矿回收率的工艺研究

某铜铁矿深部矿石性质及组成发生了较大变化, 导致在现有工艺流程下铜回收率呈波动下降, 为解决这一问题, 进行了工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明: 阶段磨矿与中矿再磨都可以很好的提高铜矿石回收率, 且效果相当。粗磨粒度为-0.074 mm粒级占69.68%, 以MB与MOS-2为混合捕收剂, 采用中矿集中再磨至-0.074 mm粒级占88%左右返回浮选流程, 可获得含铜20.89%、金10.58 g/t、银78.84 g/t的铜精矿, 铜回收率为94.97%。     

江西某铜矿铜浮选工艺优化研究

江西某铜矿石受铜氧化率升高的影响，选矿厂生产指标不太理想，为解决现场工艺流程的不适应问题，在使用新捕收剂W 1的基础上，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64%情况下，采用2粗2扫、粗精矿中的+0.074 mm粒级再磨至-0.074 mm占965%情况下与筛下合并进行1粗3精2扫流程浮选，最终获得铜品位为19.38%、铜回收率为73.84%的铜精矿。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%，为确定该矿石的合理开发利用工艺，在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石，主要脉石矿物有石英、方解石、白云石；辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm，孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm；硫化铜占总铜的60.14%，氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下，先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物，再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物，获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿，总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%，选别指标较好。     

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。     

某细粒难选铜（钼）矿石浮选试验

为高效开发利用黑龙江某细粒难选铜（钼）矿石资源，在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验。结果表明，矿石中的有用元素为铜、钼，主要铜矿物为黄铜矿，其次是斑铜矿；主要钼矿物为辉钼矿；主要脉石矿物为长石、石英；矿石在磨矿细度为-0074 mm占75%，粗精矿再磨细度为-0038 mm占80%的条件下，采用1粗3扫3精闭路流程处理，获得了铜品位达2277%、含钼0436%、铜回收率达8977%、钼回收率达7819%的铜钼混合精矿。