浮选柱在选硫系统粗选上的工业试验研究

某选厂硫浮选系统入选原矿含泥量大,且粒度不均匀,从而导致硫精矿质量及回收率一直难以达到设计指标。针对该选厂铁矿选硫系统存在的问题,对选硫系统进行流程考查后,利用原有的精选作业浮选柱,进行浮选柱在粗选上的工业试验研究,获得的硫精矿产率为20.77%,品位为14.13%,回收率为48.27%,高于同期生产的浮选机浮选指标。     

铜陵有色某选厂硫粗精矿浮选柱半工业试验

铜陵有色某选厂硫粗精矿主要成分为黄铁矿、磁黄铁矿和部分易浮脉石矿物,采用常规浮选机分选,所得硫精矿品位较低。为了提高精矿品质,进行了3种不同流程结构的浮选柱半工业试验。结果表明,采用浮选柱既简化了流程结构又有效提高了硫精矿品位,其中半闭路流程因精矿品位达标且回收率也较高,因此更适合处理该矿石。因磁黄铁矿可浮性较差,而浮选柱浮选路径又相对较长,因此浮选柱工艺的硫回收率低于浮选机工艺。     

江西某难选铜钼矿浮选试验研究

对江西某难选铜钼硫多金属矿进行了浮选试验研究.采用铜钼等可浮?强化选铜?尾矿选硫的工艺流程,可获得铜钼混合精矿铜品位18.27％、钼品位0.45％,铜回收率81.03％、钼回收率59.83％,以及硫精矿品位47.32％、硫回收率85.58％的选别指标,实现了铜钼硫的综合回收.     

太钢尖山铁矿磁重选与反浮选联合工艺的改造

对尖山铁矿选厂进行了磁重选与反浮选联合选别工艺流程进行优化与工艺改造,磁选柱作业后的精矿铁品位为68.89%、回收率为92.59%,磁选柱尾矿经一段磁选后精矿与另4个系列未经磁选柱选别的磁选精矿给入反浮选作业,可获得精矿铁品位为68.56%,作业回收率为88.31%的指标。     

某选厂浮选尾矿浮选柱再选试验研究

某选厂赤铁矿浮选尾矿全铁品位在16%以上,为降低尾矿品位,开展了浮尾回收试验研究。首先通过磨矿、磁选条件试验,确定适宜的工艺参数。然后对磨磁后精矿进行了一粗两精两扫浮选机试验与一粗一精一扫浮选柱开路试验。试验结果浮选柱各项指标优于浮选机。对矿样进行一粗一精一扫闭路浮选柱试验,取得精矿TFe品位65.29%,浮尾TFe品位11.48%,精矿产率为56.18%,回收率为87.94%的良好指标。     

环形浮选柱选别某硫铁矿的试验研究

利用新研制的环形浮选柱对某硫铁矿进行了选别参数试验研究,在最优选别条件下,其精矿品位为49．44％,精矿回收率为99．15％,试验证明环形浮选柱选别此硫铁矿比XFD浮选机更有优势。     

河南某难选硫铁矿石选矿工艺研究

河南某难选硫铁矿石性质复杂,现场原采用单一浮选工艺处理,仅能获得硫品位30.25%、回收率84.27%的硫精矿。为给现场工艺改造提供依据,进行了浮选、摇床重选、弱磁—浮选、预先重选—弱磁选—浮选等探索试验,推荐应用预先重选—弱磁选—浮选的联合流程来处理该硫铁矿石,可以获得硫品位35.05%、硫回收率90.65%的精矿指标,与原工艺指标相比,硫精矿硫品位提高了4.8个百分点、回收率提高了6.38个百分点,试验结果可作为选矿厂流程改造的依据。     

某高硫难选金矿金—疏分离试验研究

四川某金矿为高硫含碳微细粒难选金矿,常规浮选所得精矿金品位只有25g/t左右。试验采用载体转移浮选技术,成功地解决了Au—S分离的技术难题,获得了金品位73.85g/t、回收率88.53％的金精矿,并综合回收了银、硫,提高了选冶厂经济效益。     

武山铜矿选硫系统提高浮选指标生产实践

武山铜矿选硫系统投产以来,硫精矿品位、回收率偏低,未达到设计要求。结合现场实际情况,详细剖析武山铜矿选硫系统生产现状,分析对选硫系统造成影响的各种因素,提出对选硫系统增加一次分级旋流器台数,调整分级工艺参数,调增粗粒精选浮选机几何容积,增加精选浮选时间进而提高富集比等改进措施,实施之后选硫指标显著得到提升,硫精矿品位达到45%以上,硫作业回收率达到90%以上,实现了选硫系统达产达标,为矿山取得了较好的经济效益。同时为矿山解决类似问题提供借鉴。     

某选厂浮选柱应用的技术经济分析

将某钨多金属选厂的浮选柱-机联合工艺的指标与全浮选机工艺的技术经济指标进行了对比分析,得出如下结论:浮选柱-机联合工艺的选矿指标大幅提高,钨、钼、铋粗精矿品位分别提高了9.23,0.11,1.68个百分点;回收率分别提高9.26,3.74,6.91个百分点;钨、钼、铋最终精矿总回收率分别提高了5.91,6.91,4.06个百分点;浮选柱-机联合工艺粗选段建设投资多140万元,而生产成本却少250万元/a;因钨粗精矿品位提高而导致其后续作业的建设投资减少635万元,生产成本相应减少255万元/a。     

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。     

四川某高硫铜矿浮选试验研究

本文以四川某铜矿石为研究对象,采用抑硫浮铜浮选工艺回收铜矿物。该铜矿属于高硫多金属复杂矿石,伴生多种有用元素。采用常规丁基黄药为捕收剂,石灰、硫酸锌为调整剂浮铜,生产指标不理想。本文探索了以新型组合浮选药剂DF-64 DF-9为捕收剂、DF-90为起泡剂对该铜矿的可选性。结果表明,采用新型混合捕收剂经一粗一扫三精的闭路流程试验,最终获得了铜品位24.45%,铜回收率96.93%的良好指标。选矿厂通过流程改造和使用新的药剂制度后,可产出含铜23.38%、铜回收率92.73%的铜精矿。生产上使用该组合新药剂,能为企业创造良好的经济效益和社会效益。     

高效捕收剂EP浮选复杂铜硫矽卡岩型矿石的试验研究

永平矽卡岩铜矿石含铜0.590%、硫10.65%,铜氧化率15.25%,是高硫、高氧化率、泥化程度严重的复杂难选铜矿,应用优先浮选流程使浮游性差、上浮速度慢的铜矿物得到充分上浮,选用铜高效捕收剂EP提高对铜矿物的捕收能力和选择性,通过铜捕收剂、铜粗选矿浆pH值、药剂用量、搅拌充气能力等工艺条件优化,闭路试验获得较高的选矿技术指标:铜精矿品位24.65%、铜回收率77.67%,硫精矿品位48.30%、硫回收率82.69%。     

高氧化率辉钼矿的柱式分选

高氧化率辉钼矿的分选是选矿领域的难题,用常规浮选机浮选很难达到满意的效果.采用柱式分选工艺流程对河南某高氧化率辉钼矿进行了不同的流程试验,一次粗选两次精选流程对全粒级矿石分选,作业平均回收率为54.76%,钼精矿品位平均为29.08%,相比浮选机全流程作业回收率高出8.80%,钼精矿品位高10.31%.该法为氧化辉钼矿的分选做出了有益的探索.     

某低品位金铜矿石浮选柱应用试验研究

某低品位金铜矿石含铜0.46%、金0.18 g/t,矿石中铜矿物主要以蓝辉铜矿、辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿等次生铜矿物存在,其可浮性好但容易过磨,造成浮选时细粒级损失较高,试验采用浮选柱+浮选机联合选别与单独采用浮选机相比,其它指标相当的情况下,铜精矿品位提高9.6%,硫精矿回收率提高9.23%,试验表明浮选柱对提高精矿品质、简化流程和强化细粒级回收方面具有较为明显地优势。     

云南某铜金多金属矿中金的赋存特性及选矿工艺研究

以云南某铜金多金属矿为研究对象,探索了金在与其伴生的硫化矿、磁铁矿混合体系中的选矿特性及载体矿物对其选矿指标的影响。依据金在该矿石中的赋存状态、嵌布特征及其载体矿物的多样性等特点,采用了优先选铜再选硫,然后磁选铁矿物的工艺流程。通过精细化调控工艺参数,在最佳的综合条件下,获得的铜精矿铜品位为18.63%、含金63.24g/t,铜回收率为88.67%,金在铜精矿中的分布率为67.06%;硫精矿硫品位为47.86%、含金2.41g/t,硫回收率为86.16%,金在硫精矿中的分布率为15.08%;铁精矿铁品位为59.55%、含金1.20g/t,铁回收率为38.22%,金在铁精矿中的分布率为10.51%,为技术经济指标的提升和工艺改进提供了理论依据。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁，存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题，提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时，在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出，并进行铜硫分离回收铜、金；然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物；最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除，又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量，并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿，硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比，优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点，铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点，硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。     

罗河铁矿石浮选药剂制度优化

罗河铁矿在以往选硫试验中采用硅酸钠作为分散剂,实际生产中不但加大了选硫药剂投入,还使得最终尾矿难以沉降。为此,进行了罗河铁矿石浮选药剂制度优化研究及验证设计浮选药剂制度试验与优化浮选药剂制度试验的对比。最终在原矿有效硫含量为6.0%的前提下,验证设计浮选药剂制度试验获得了有效硫含量为39.27%、有效硫回收率为70.12%的硫精矿;通过对浮选药剂制度优化后,不加硅酸钠获得了有效硫含量为35.05%、有效硫回收率为77.87%的硫精矿。试验结果表明:加硅酸钠与不加硅酸钠对选别指标的影响不大,故可取消此药剂,达到了节能降耗的目的,经济效益显著。