某锌铁多金属硫化矿选矿试验研究

为提高某锌、铁多金属硫化矿的选别指标,对该矿进行了选矿试验研究,探索出了"部分浮硫—锌硫混浮—粗精矿再磨选锌—混浮尾矿选铁"的选矿工艺流程,使锌精矿品位和回收率分别提高了8%、19%左右,铁精矿中硫含量由0.6%以上降到了0.23%,铁回收率提高了15%左右。     

某高砷难选锌铟矿选矿试验研究

某难选高砷锌铟矿含铟260 g/t、锌1.55%、砷1.15%,铟的存在形式多样、矿物嵌布粒度细微导致该矿铟回收率低、精矿含砷偏高。在矿石性质基础之上采用全硫混合浮选—混合精矿再磨分离的工艺回收原矿中的铟与锌。通过闭路试验获得了锌品位53.09%、铟品位7 112 g/t的锌铟精矿,锌和铟和回收率分别为90.80%与73.91%。精矿中砷含量降低至0.53%,选别指标较好。     

The effect of particle breakage mechanisms during regrinding on the subsequent cleaner flotation

Stirred mills have been widely used for regrinding, and are acknowledged to be more energy efficient than tumbling mills. These two types of mills present different particle breakage mechanisms during grinding. In this study, the effect of regrinding by both mills on surface properties and subsequent mineral flotation was studied, using chalcocite as the mineral example. A rod mill and a stirred mill with the same stainless steel media were used to regrind rougher flotation concentrates. Different chalcocite flotation recovery was achieved in the cleaner stage after regrinding in tumbling and stirred mills. The factors contributing to the different recovery included particle size, the amount of created fresh surfaces, surface oxidation and the redistribution of collector carried from rougher flotation. All the factors were examined. It was determined that the predominating factor was the different distribution of collector resulting from different particle breakage mechanisms in the stirred and tumbling mills, in line with ToF-SIMS analysis. In the tumbling mill, the impact particle breakage mechanism predominates, causing the collector to remain on the surface of newly produced particles. In the stirred mill, the attrition breakage removes collector from the surface, and decreases particle floatability. Furthermore, the type of grinding media in the stirred mill also influences the subsequent flotation, again due to the change of particle breakage mechanisms. The results of this study demonstrate that the selection of regrinding mills and grinding media should not only depend on the required energy efficiency, but also on the properties of the surfaces produced for subsequent flotation.     

提高难选冶金矿金精矿品位的试验研究

依据矿石特性 ,在常规浮选的基础上 ,采用再磨再选和新型组合药剂等工艺措施 ,分别对银河高硫含碳细粒金矿和东北寨低硫含碳砷微细粒金矿等难选冶金矿进行了选矿试验研究 ,所得金精矿品位有了较大幅度提高 ,并对其浮选分离作用机理进行了探讨     

辽宁某难选钼矿石浮选试验

辽宁某难选钼矿石主要有用矿物为辉钼矿,脉石矿物为石英、长石、绿泥石、方解石、铝土矿等,矿石中主要有价金属元素为钼。为合理开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,采用原矿磨细至-0.071 mm占60%,在水玻璃用量为2 000 g/t、煤油用量为200 g/t、2号油用量为70 g/t条件下粗选,粗精矿细磨至-0.071 mm占94%,经3次精选,粗选尾矿经1次扫选的流程,可以获得钼品位为45.25%、回收率93.56%的钼精矿,为合理开发利用该矿石提供了依据。     

安徽某钼矿浮选工艺研究

根据安徽某钼矿的矿石性质,进行了选矿试验研究.针对该辉钼矿嵌布不均匀、解离比较困难的特点,试验采用了粗选磨矿细度-0.074mm75%,水玻璃分散抑制矿泥脉石,钼硫混合浮选的工艺流程.粗精矿分别经过一段再磨和两段再磨后五次精选对比,结果表明,粗精矿采用一段再磨精选后便可获得合格钼精矿.在优化多种工艺条件的基础上进行了闭路试验,采用一粗二扫,粗精矿再磨,六次精选工艺便可获得钼品位50.30%、回收率81.18%的钼精矿.      

陕西某低品位钼矿选矿试验研究

对陕西某矿区钼原矿进行了工艺矿物学研究和选矿试验研究。矿石中主要回收的金属矿物为辉钼矿,整体嵌布粒度较粗,与其他金属矿物共生较少。结果表明,对含钼0.092%的原矿,一段粗磨使细度达到65%-74μm,采用自主研发的高选择性捕收刘APIV进行二次粗选、一次扫选铜钼混合浮选;钼粗精矿再磨至90%-45μm后,利用水玻璃和硫化钠作为调整剂,经过8次钼铜分离精选,得到合格钼精矿。闭路流程试验可得到品位为48%,回收率为91.04%的钼精矿。     

梅山矿业硫精矿再选提纯试验

梅山矿业公司选铁过程产生的副产品硫精矿硫品位为30.53%,主要金属矿物有黄铁矿（磁黄铁矿）、磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿,脉石矿物有白云石、方解石等碳酸盐矿物及绿泥石、石英等硅酸盐矿物。为提高硫精矿质量,增加硫精矿附加值,对现场产生的的硫精矿进行了再选提纯研究。结果表明：采用1粗1精2扫、精选尾矿与扫选精矿混合后1次精选闭路流程,可以获得产率为76.71%、硫品位为39.62%、杂质MgO含量为0.41%、硫回收率为97.11%的高纯硫精矿。     

西藏某特大型铜钼矿矿石选矿试验

地处西藏高海拔生态脆弱区的某特大型铜钼矿矿石铜钼品位不高,伴生的金、银有综合回收价值。为了确定生产指标好、对矿区生态环境扰动小的开发利用方案,北京矿冶研究总院以自主开发的高效、低用量、易降解捕收剂BK401和起泡剂BK201为主要浮选药剂,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石磨至-200目占70%后,采用2粗2精2扫铜钼混浮-1粗2扫铜钼分离-钼粗精矿再磨至-400目占80%后再进行5次精选-中矿顺序返回流程处理,最终可获得铜、金、银品位分别为26.22%、4.83 g/t、384.00 g/t,铜、金、银回收率分别为91.09%、59.42%、73.62%的铜精矿,以及钼品位为46.85%、钼回收率为65.18%的钼精矿。该试验研究成果对同一地区类似矿山的选矿具有指导和示范意义。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。