某极低品位含铷矿石选矿试验研究北大核心

某含铷矿石中Rb_(2)O的含量为0.046%,铷元素没有独立的矿物存在,以类质同像赋存于含钾矿物(钾长石和黑云母)中,且铷的载体矿物与脉石矿物石英紧密共生,属于极低品位难选含铷矿石。为确定该含铷矿石的选矿工艺,较好地实现资源综合利用,对其进行磨矿细度试验、捕收剂条件试验、精选条件试验和浮铷尾矿综合回收试验的研究。结果表明,确定使用组合捕收剂椰油胺+SDS和抑制剂水玻璃的药剂制度下,固定磨矿细度为-0.074 mm占65%,采用“一粗两精两扫”浮选回收黑云母和部分钾长石中的铷,浮铷尾矿经磁选—浮选回收长石的工艺。全流程闭路试验可获得Rb_(2)O品位0.114%、Rb_(2)O回收率57.23%的铷精矿和Na_(2)O品位4.21%、Na_(2)O回收率48.66%,K_(2)O品位3.96%、K_(2)O回收率31.92%,白度为69%的长石精矿,有效地回收铷资源和长石产品,为该含铷矿石工业开发提供技术支撑。     

新疆某难选硫化铅锌矿浮选试验

新疆某硫化铅锌矿石铅、锌品位分别为1.14%、3.26%,铅、锌均主要以硫化矿的形式存在,分布率分别为85.09%、91.72%。有用矿物主要为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物以碳酸盐矿物和石英为主,嵌布关系复杂。为回收利用矿石中的铅、锌,采用铅优先浮选再选锌的工艺流程进行选矿试验。结果表明,固定磨矿细度-0.074 mm 80%,铅优先浮选以碳酸钠为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为组合抑制剂、乙硫氮为捕收剂,选铅尾矿锌浮选以石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,最终1粗4精2扫铅浮选—1粗3精2扫锌浮选闭路试验可获得铅品位51.42%、含锌5.24%、铅回收率84.67%的铅精矿和锌品位52.82%、含铅0.96%、锌回收率89.29%的锌精矿,实现了矿石中铅、锌的分离与回收,可供该铅锌矿确定选矿工艺流程参考。     

云南某铜铅锌多金属硫化矿石浮选试验

云南某铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌含量分别为0.58%、0.75%、3.01%,有害元素砷含量低。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以硫代硫酸钠、腐殖酸钠、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫酸锌为锌矿物抑制剂、乙基黄药为捕收剂进行铜铅混合优先浮选,铜铅混合精矿以石灰为pH调整剂、EMY-306为抑制剂、Z-200为捕收剂进行铜铅分离,铜铅混浮尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂进行锌浮选,获得的铜精矿铜品位为26.09%、回收率为71.25%,铅精矿铅品位为48.82%、回收率为69.21%,锌精矿锌品位为49.80%、回收率为87.78%。试验取得了较好的分选指标,为该矿石资源的开发利用提供了技术依据。     

含银硫化铅锌矿浮选工艺研究

某含银铅锌矿中铅锌矿物主要以硫化矿形式存在,铅锌矿物嵌布粒度微细,且与方解石等脉石矿物嵌布关系密切,浮选分离困难。本文采用铅锌顺序优先浮选的原则流程,考察了磨矿细度和铅锌浮选作业药剂制度等因素对分选指标的影响。结果表明,在-0.074mm占80%的磨矿细度下,采用硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿组合抑制剂,BK919为方铅矿捕收剂,可实现在自然pH值矿浆环境中铅矿物的选择性浮选;以石灰为黄铁矿抑制剂,硫酸铜为闪锌矿活化剂,以丁黄药为捕收剂,可取得良好的锌浮选效果。针对含Pb 1.74%、Zn 2.86%、Ag 24.44g/t的原矿,铅锌浮选作业分别采用一粗两扫三精中矿顺序返回的闭路试验,获得了Pb品位为58.25%、Pb回收率为85.39%的铅精矿,以及Zn品位为45.09%、Zn回收率为82.05%的锌精矿,Ag在铅精矿中品位为582g/t、回收率为67.58%,较好地实现了矿石中有价金属的高效综合回收。     

云南某铅锌矿的浮选研究

针对云南某铅锌矿铅品位低、锌品位高、矿物组成复杂的特点,通过合理确定工艺及流程,在磨矿细度-0.074mm占78%,使用水玻璃抑制硅酸盐脉石性矿物,以硫酸锌+亚硫酸钠做锌的抑制剂,丁胺黑药和乙硫氮组合作为铅的捕收剂,以丁基黄药作锌的捕收剂的条件下,采用优先浮选流程回收铅锌矿物,最终获得了铅精矿品位58.65%、回收率85.20%,锌精矿品位56.82%、回收率87.50%的良好指标,实现了铅锌矿物的有效分离。     

甘肃某硫化铅锌矿无碱度浮选试验研究

甘肃某硫化铅锌矿石为热液型铅锌矿,其中含铅 16.55%,含锌 13.24%,含铅矿物主要为方铅矿,此外 含少量白铅矿;含锌矿物主要为闪锌矿;脉石矿物主要为石英和碳酸盐矿物。为高效开发利用该矿石,进行了系统 的浮选试验研究,确定采用优先浮选工艺流程,即优先浮选铅矿物,浮铅尾矿经活化后再浮选锌矿物。试验结果表 明：在自然 pH（无碱）条件下,磨矿细度-0.074 mm 占 70%,以硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物的抑制剂、乙基黄药+乙硫 氮为铅矿物的捕收剂,经 1 粗 2 精 3 扫选铅,获得铅品位 66.45%、回收率为 84.58% 的铅精矿;浮铅尾矿在以硫酸铜 为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂的条件下,经 1 粗 2 精 2 扫选锌,获得锌品位为 59.72%、回收率为 87.57% 的锌精矿,实现了矿石中铅锌矿物的有效回收,为该矿石的工业开发奠定了基础。     

某铁矿及伴生铜锌矿物的回收试验研究

某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。     

黑龙江某铜锌硫化矿优先浮选试验研究

某铜锌硫化矿为了解决现场铜精矿品位低的问题,对该矿石进行了抑锌浮铜优先浮选试验研究。开路试验结果表明：当磨矿细度为-0.074 mm75%,以硫酸锌与亚硫酸钠作为锌矿物组合抑制剂、Z-200和丁基黄药为铜矿物组合捕收剂,对铜矿物采用1粗3精1扫工艺流程,可获得铜品位19.80%、铜回收率48.60%、锌品位15.80%的铜精矿;以硫酸铜作为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂,对锌矿物采用1粗3精工艺流程,可获得锌品位49.60%、锌回收率53.01%、铜品位0.92%的锌精矿,实现了铜、锌的综合回收。     

CA-1在低品位难选氧化锌矿浮选中的应用

某低品位氧化锌矿石含锌2.45%,可通过选矿回收的主要有用矿物是异极矿和菱锌矿,碳酸盐及部分硅酸盐脉石矿物含量高、硬度小,磨矿过程易泥化,属于较难选的氧化锌矿石。使用对石英、钙镁碳酸盐和镁硅酸盐等脉石矿物及矿泥抑制效果显著的六偏磷酸钠和硅酸钠作组合抑制剂,同时使用自主研发的高效氧化矿捕收剂CA-1,降低了泡沫黏度,提高了氧化锌矿物的分选性。釆用不脱泥直接浮选的工艺流程,通过优化浮选的药剂添加制度,闭路试验获得了锌品位32.13%、锌回收率78.76%的氧化锌精矿,实现低品位难选氧化锌矿资源的高效利用。     

新疆某含砷高硫微细粒锑矿浮选试验研究

新疆某辉锑矿石锑含量为2.43%，锑主要以细粒、微细粒嵌布存在于毒砂、黄铁矿、磁黄铁矿裂缝中，脉石矿物主要为石英、钙镁矿物及少量铝硅酸盐。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果显示：在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下，硫酸调pH值为6.5，以组合抑制剂TS-1作硫砷矿物抑制剂、硝酸铅为锑活化剂、乙硫氮+丁胺黑药为捕收剂，经1粗2精3扫闭路流程浮选，获得了锑品位为49.95%、回收率为95.47%的锑精矿。试验结果可以为该矿石的合理开发提供参考。     

四川某氧化铅锌矿石浮选试验

四川某氧化铅锌矿石铅、锌品位分别为3.60%和9.19%,矿石氧化程度非常高,铅、锌氧化率高达90%左右,且主要铅、锌矿物嵌布粒度微细,属难选铅锌矿石。为确定该矿石的合理选矿工艺,对矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-325目占96.74%情况下,以硫化钠为铅矿物硫化剂、戊基黄药为浮铅捕收剂,以硫化钠为锌矿物硫化剂、硝酸银为活化剂、水玻璃为矿泥分散剂和脉石矿物抑制剂、十八胺为浮锌捕收剂,采用1粗1扫3精选铅、1粗2扫3精选锌、中矿闭路返回流程处理该矿石,可获得铅品位为48.61%、回收率为86.15%的铅精矿,锌品位为40.14%、回收率为65.04%的锌精矿。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

新疆某伴生铜钴矿降砷回收工艺研究

对新疆某含砷低品位铜钴矿进行了降砷选矿工艺试验研究,并对伴生钴进行了富集回收探索研究。通过流程及浮选药剂条件试验,确定在-74μm 80%的磨矿细度条件下,采用优先浮选铜、抑制剂抑砷、尾矿回收伴生钴工艺,得到了铜品位24.29%、铜回收率83.16%、As品位低于3‰的铜精矿产品,得到钴品位4.72‰、回收率58.04%的钴硫精矿产品。     

强化某低品位钼矿石中钼的回收效果试验研究

某地区钼矿钼品位较低,原矿钼品位0.089%。矿石中辉钼矿嵌布粒度较细且与脉石矿物关系较为密切。根据矿石中钼矿物嵌布特征,试验采用一段磨矿细度-75μm占60%,钼粗精矿再磨细度-38μm占90%,石灰作矿浆调整剂、水玻璃作脉石抑制剂、M106作捕收剂,辉钼矿与黄铁矿、黄铜矿等硫化物分离时采用Q1和硫化钠作抑制剂,钼精矿经过多次精选,产品达到合格品级,钼精选尾矿经过多次强化扫选,提高钼回收效果。试验获得钼精矿钼品位47.85%,钼回收率为85.35%。     

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。     

某含铜磁铁矿石选铜试验

针对某低铜磁铁矿石开展了选铜试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75.43%的情况下,以水玻璃+六偏磷酸钠为脉石矿物的抑制剂,MA为铜矿物的捕收剂,MIBC为起泡剂,采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理矿石,可获得铜品位为19.51%、铜回收率为69.20%的铜精矿。     

湖南醴陵某高砷金矿浮选试验研究

湖南醴陵某高砷金矿含Au 2.85g/t,含As 0.2%,金主要以自然金形式存在,矿石中主要金属矿物为黄铁矿和毒砂。针对该矿性质进行了抑砷浮金试验研究,试验采用亚硫酸钠+腐殖酸钠作毒砂抑制剂,丁黄药+丁铵黑药作含金矿物捕收剂,在磨矿细度为-74μm 65%的条件下,闭路试验获得含Au 112.30 g/t、含As 0.27%的金精矿,金回收率85.20%,脱砷率达到97.56%,获得了较好的试验指标。     

某高硅低品位铜锌硫化矿浮选分离试验

某低品位高硅硫化铜锌矿中的铜矿物种类多,矿物嵌布粒度细,与脉石嵌布关系密切;锌矿物与铜矿 物复杂共生,加之次生铜矿物溶解产生的铜离子会活化锌矿物,浮选分离困难。基于矿石特性,浮选试验采用碳酸 钠作为矿浆 pH 调整剂,腐植酸钠、硫酸锌及亚硫酸钠作为锌矿物及脉石矿物的组合抑制剂,配合使用新研制的铜 高效选择性捕收剂 EMB-513,采用“一段磨矿—铜矿物优先浮选—选铜尾矿选锌”的工艺流程,实现了铜矿物及锌 矿物的有效分离,闭路试验获得了铜品位 27.31%、铜回收率 86.35% 的铜精矿以及锌品位 50.94%、锌回收率 78.11% 的锌精矿。同时,矿石中的银、硒和镉等稀有稀散元素也得到了有效富集。     

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。     

新疆某白钨矿石选矿试验

新疆某白钨矿石中的有价元素为钨,钨主要以白钨矿的形式存在,主要脉石矿物为石英及萤石等含钙脉石矿物。为了确定该矿石的合理选矿工艺,分别就磨矿细度、常温浮选药剂用量、加温浮选药剂用量及选别工艺流程进行了试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占68.01%的情况下,以Na_2CO_3为pH调整剂,Na_2SiO_3为抑制剂,ZL为捕收剂,采用1粗2精1扫流程进行常温浮选;以Na_2CO_3和NaOH为pH调整剂,以Na_2S和Na_2SiO_3为抑制剂,ZL为捕收剂,在90~95℃保温50 min的情况下采用1粗2精1扫流程进行加温浮选,最终获得了WO_3品位为68.58%、WO_3回收率为84.59%的白钨精矿。