哈萨克斯坦热兹金茨克采选公司多金属矿石选矿厂

哈萨克斯坦热兹金茨克选矿厂处理难选的Oрловск矿床铜铅锌矿石.选矿厂年处理矿石能力为150万t.原矿铜品位为3.76%～4.28%,锌品位3.67%～4.47%.采用铜铅混合浮选和锌优先浮选工艺.获得的铜-铅精矿铜品位18.47 %,回收率90.15%,铅品位3%～4%.锌精矿锌品位45.45%,回收率67.05%.     

乌拉尔铜-锌矿石选矿工艺研究结果

介绍了加伊斯克和列特里叶矿床的含黄铁矿的铜-锌矿石的特性、可选性研究结果和选矿厂的扩建计划。研究结果表明，应用半自磨技术，而不是采用常规的破碎-磨矿技术．这样可以提高选矿厂的处理能力。进行了扩大试验，以确定矿石的可磨度。研制了混合-分离浮选流程。预计的选矿指标为：在处理铜品位为1．46％，锌品位为0．46％的加伊斯克矿石时，铜精矿铜品位为15％，铜回收率为85％，锌精矿锌品位为45％，锌回收率为32％。在处理铜品位为3．6％，锌品位为1．2％的列特里叶矿石时，铜精矿铜品位为15％，铜回收率为82％，锌精矿锌品位为45％，锌回收率为45％。     

寿王坟铜矿选矿厂铁粗精矿再磨工艺的应用

寿王坟铜矿选矿厂铁粗精矿再磨工艺的应用寿王坟铜矿选矿厂年处理原矿８５万ｔ，两个生产系列，一段闭路磨矿，分级设备用螺旋分级机，采用先浮选后磁选工艺流程。近年来，矿石贫乏，原矿中掺杂部分铜品位高的外购矿，矿石性质复杂。现场的一段磨矿不足以使原矿中．的磁铁...     

平水铜矿锌硫分选生产实践

<正> 平水铜矿在采用优先选铜-混合浮选-混合精矿再磨-铜锌硫分选的新流程后,针对锌硫分选指标不佳的情况,开展试验研究,采用加强磨矿、低浓度下分选锌硫和控制石灰用量等措施,取得了较好的效果。(一)矿石性质平水铜矿系含铜黄铁矿型多金属矿。主要金属矿物以黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿为主。脉石矿物以石英、绢云母为主。矿石分浸染状及块状两种类型。矿石性质较复杂,铜、锌、硫矿物致密共生,嵌布粒度很细。(二)生产情况为适应新扩建选矿厂工业生产需要,1987年该矿将优先浮选流程改为优先选铜-混合浮选-混合精矿再磨-铜锌硫分选的新流程。     

广西某难选铜锌硫化矿铜锌分离研究与实践

对某难选铜锌硫化矿进行了试验研究,通过分析原选矿流程存在的问题,根据矿石性质特点,研究确定了阶段磨矿-阶段选别的优先浮选流程,同时优化了药剂制度。实验室小型闭路试验和工业试验都获得了较好的选别指标,与改造前生产指标相比,铜精矿铜品位提高1.65%、锌品位降低4.15%,铜回收率提高5.01%;锌精矿锌品位提高3%、砷品位降低0.72%、锌回收率提高3.01%,从而解决了该选厂铜锌分离难的问题。     

西北某难选混合铅锌矿浮选试验

针对西北某难选混合铅锌矿氧化率高,品位较低、共生关系复杂的特点,采用抑锌浮铅的优先浮选工艺方案进行了矿石选矿试验研究。试验研究结果表明,在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用试验确定的闭路试验流程处理该矿石,可获得铅品位为67.85%、铅回收率为82.28%的铅精矿;锌品位为60.13%、锌回收率为82.76%的锌精矿。     

提高甘肃某铅锌矿选铅回收率试验

甘肃某铅锌矿选矿厂入选矿石铅、锌品位分别为0.98%和5.21%,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用1粗2扫4精、中矿顺序返回闭路流程优先选铅,仅能获得铅品位为53.11%、铅回收率为78.50%、锌回收率为2.09%的铅精矿。为了提高铅精矿铅回收率,在查明原因的情况下,有针对性地进行了选矿工艺研究。结果表明,在维持磨选段数不变的情况下,将铅精选1尾矿与铅扫选1精矿合并返回原矿磨矿作业,最终可获得铅品位为54.56%、铅回收率为81.84%、锌回收率为2.03%的铅精矿,铅精矿品位和铅回收率分别较现场提高1.45、3.34个百分点,提高幅度显著;选铅尾矿锌回收率高达97.97%,较现场提高0.06个百分点,这为后续选锌创造了更好的条件。     

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。     

青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究

青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石，导致生产不够稳定，选矿指标不理想。为解决此问题，采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下，采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石，获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t，铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿；锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%，锌回收率为97.88%的锌精矿；硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%，硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁，生产更稳定顺畅，电耗和药剂成本均有所下降，在铅、锌精矿质量指标相当的情况下，铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点，伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

云南省某难选铜矿的选矿工艺研究

云南某铜矿原矿含铜1.68％,铜的氧化率为19.64％,其中结合氧化铜占13.69％,是一种复杂难选的硫化铜混合矿.由于铜泡石在矿石中含量较高,难以活化,因而精矿回收率仅为80％左右.考虑技术经济因素,较为合理的分选流程是采用原矿磨矿细度70％ -74 μm单一浮选流程,可获得铜精矿品位为32.23％、铜回收率为78.48％的选矿指标.     

河南某高硫难选铜锌矿选矿试验研究

根据河南某高硫铜锌矿石的难选性质特点,分析了原矿矿物组成、有价组分种类、矿石结构构造及赋存状态,制定了选矿试验原则流程,并在此基础上进行了铜锌回收系统选矿试验研究,采用石灰抑制黄铁矿和磁黄铁矿,硫酸锌与亚硫酸钠组合使用抑制含锌矿物,乙基黄药作捕收剂优先选铜,对选铜尾矿采用选择性较好的捕收剂Z-200选锌,实现了铜锌分离。在开路试验基础上进行闭路试验,获得了铜品位22.07%、铜回收率86.28%的铜精矿和锌品位44.98%、锌回收率70.15%的锌精矿以及硫品位41.76%、硫回收率84.77%的硫精矿,实现了铜锌分离。     

青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究

青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程处理矿石，导致生产不够稳定，选矿指标不理想。为解决此问题，采用中性介质下优先选铅—碱性介质下优先选锌—硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下，采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石，获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t，铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿；锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%，锌回收率为97.88%的锌精矿；硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%，硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁，生产更稳定顺畅，电耗和药剂成本均有所下降，在铅、锌精矿质量指标相当的情况下，铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点，伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。     

福建某低品位难选铅锌矿选矿试验研究

福建某低品位难选铅锌矿含铅1.19%、锌4.12%,为有效开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺流程进行选矿试验。试验结果表明,矿石在磨矿细度为-74μm占70%的情况下,采用一次粗选、两次扫选、三次精选选铅,一次粗选、两次扫选、三次精选选锌,中矿返回闭路流程处理,能够获得铅品位45.47%、锌品位4.36%、铅回收率86.35%的铅精矿以及锌品位50.62%、铅品位0.64%、锌回收率85.27%的锌精矿。     

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%。     

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%。     

山东某选矿厂铜锌混合精矿分离研究

山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。     

加伊斯克和列特尼铜锌矿石选矿工艺完善方法

本文列举了加伊斯克铜锌矿石选矿试验结果.其选矿流程为泥砂分别浮选和在单独的回路中浮选含黄铁矿的中矿.同时还试验了新的药剂制度.与选矿厂现有流程相比,新工艺获得的混合精矿铜品位提高了3%～4%,铜回收率提高2.5%～3%.试验结果表明,应用新的浮选制度处理列特尼矿石,铜精矿的铜回收率达到85.3%,锌精矿锌回收率达到45%.因此,可根据这些结果对原选矿厂工艺流程改造进行可行性研究.     

伏牛山高硫铜锌矿选矿工艺研究

对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜—锌硫混合浮选再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,优先选铜—锌硫混合浮选再分离流程得到含铜27.17%、铜回收率86.27%的铜精矿,含锌50.53%、锌回收率88.11%的锌精矿,含硫42.34%、硫回收率78.23%的硫精矿。选矿厂按此流程改造后,可产出含锌42.19%、锌回收率59.30%的锌精矿。     

某含易浮脉石型复杂铅锌矿浮选试验研究

某铅锌矿原矿Pb品位6.67%,Zn品位13.26%,矿石中含有一定量的易浮脉石——碳质物,同时含硫较高,原矿S品位32.51%,属复杂难选铅锌矿石。矿石中方铅矿嵌布粒度不均匀,且与闪锌矿、黄铁矿共生关系复杂,严重影响选矿过程中铅锌分离及铅硫分离。根据原矿性质,采用“易浮脉石预先浮选-铅锌依次优先”浮选工艺流程进行试验研究,实验室闭路试验获得铅精矿铅品位53.22%,铅回收率85.07%,含锌8.73%;锌精矿锌品位56.19%,锌回收率83.68%,含铅1.23%,实现了铅、锌矿物和黄铁矿的高效分离。