某高硫多金属白钨矿脱硫产品分离浮选试验

某富含钼、铜、铋、硫的白钨矿脱硫产品具有粒度粗细不均、嵌布关系复杂、有用矿物被强捕收剂MB作用的特点。以活性炭脱药、LTN与LTZ组合抑铜铋硫浮钼为核心技术,按优先浮钼-铜铋混浮再分离-最后浮硫的试验流程进行了有用成分分离试验研究,最终获得了钼品位为45.19%、回收率为79.95%的钼精矿,铜品位为18.13%、回收率为81.41%的铜精矿,铋品位为15.30%、回收率为50.07%的铋精矿,硫品位为39.08%、回收率为84.67%的硫精矿。     

安徽某低铜高硫磁铁矿石选矿试验

安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

江西某铜银多金属矿选矿工艺

根据江西某铜银多金属矿石的特点,采用铜硫混合浮选—铜硫混合精矿再磨—混合精矿铜硫分离的工艺流程,以及组合铜硫捕收剂丁基铵黑药+丁基黄药,新型高效抑制剂DT-2#综合回收铜、硫、银等有价元素。闭路试验获得了含铜22.49%、铜回收率88.76%的铜精矿,含硫33.07%、硫回收率62.25%的硫精矿。银回收率88.16%,主要富集在铜精矿中,综合品位达到1 595.47 g/t。     

大冶铁矿深部原矿可选性试验研究

本文对大冶铁矿深部原矿进行了可选性试验研究。在原矿铁品位为39.26%、铜品位为0.436%、硫品位为2.41%的条件下,经过闭路流程试验可得到铜精矿铜品位18.68%、铜回收率88.25%,铁精矿铁品位66.73%、铁回收率82.47%,硫精矿硫品位37.59%、硫回收率64.84%三个矿山产品。     

某含炭低品位铜矿石浮选试验

针对某矿山硫化铜矿含炭高、有用矿物嵌布粒度细、铜及伴生银矿物回收率低,精矿质量差等问题,本试验采用硫化钠做活化剂,铁铬盐木质素作为炭质矿物的抑制剂,丁基黄药与FZ-9538做组合捕收剂进行铜(银)硫混浮-铜硫分离,且经过闭路试验获得了铜精矿中铜品位22.23%、回收率81.05%,银品位2010.85 g/t、回收率69.80%,硫精矿硫品位36.28%、回收率42.02%的良好的选矿指标。     

新疆铜锌硫混合精矿分离试验研究

对铜、锌、硫多金属硫化矿难分离的选矿难题进行了研究。试验矿样为新疆喀什多金属硫化矿的铜锌硫混合精矿,其中铜品位为10.60%,锌品位为8.94%,硫品位为38.78%。针对该混合精矿的性质,采用再磨—优先浮选工艺流程进行分选试验。根据条件试验研究结果,确定硫酸锌、亚硫酸钠作为锌的组合抑制剂,铜的捕收剂为选择性较好的432黄药。通过闭路试验研究,最终得到铜精矿品位为21.35%,回收率为85.83%,含锌7.34%;锌精矿品位为40.42%,回收率为59.06%;同时回收45.53%的硫,取得了较好的试验指标。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

安徽某铜矿矿石混合浮选分离试验

针对安徽某铜矿铜硫分离时部分硫矿物难以抑制,混浮时少量硫难以上浮,造成铜精矿品位不高及硫回收率偏低的问题,对混合精矿采用活性碳进行脱药,脱药后再加入石灰抑硫浮铜,采用铜硫混浮再分离、分离尾矿和混中矿再磨再分离流程,获得了总铜精矿铜品位为18.07%、总铜回收率为88.61%,硫精矿硫品位为38.95%、硫回收率为80.01%的满意指标。     

广西某选铜尾矿铁铜硫锡综合回收选矿试验

对广西某选铜尾矿进行了详细的选矿试验研究,根据矿石特性,采用磁选—铜硫混浮再分离—浮选尾矿重选工艺流程,有效地综合回收了尾矿中的铁、铜、硫、锡有价元素,最终获得的试验指标为:铁精矿铁品位63.66%、铁回收率16.89%,铜精矿铜品位16.70%、铜回收率40.06%,硫精矿硫品位36.77%、硫回收率57.05%,锡精矿锡品位24.59%、锡回收率35.16%。     

西藏低品位铜矿石浮选试验研究

针对西藏某低品位铜矿石进行了浮选试验研究,采用铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离工艺流程,获得了铜精矿含铜23.39%、回收率82.17%,硫精矿含硫36.58%、回收率61.97%。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

从安徽某磁铁矿磁选尾矿中选铜的试验研究

安徽某磁铁矿磁选尾矿含铜、硫，但铜品位低，且铜矿物嵌布粒度细，含泥量高，以常用浮选药剂按常规铜硫混浮-铜硫分离、中矿顺序返回流程进行选矿试验，铜精矿铜品位仅为15.62%、回收率仅为75.38%。为此，采用自行研制的新型酯类硫化矿捕收剂PL411，并按中矿选择性磨浮大闭路循环新工艺进行选矿试验，最终获得铜品位为22.13%、铜回收率为81.88%的铜精矿和硫品位为46.58%、硫回收率为78.47% 的硫精矿。该试验结果为安徽某磁铁矿尾矿的二次开发奠定了基础，同时对其它类似磁铁矿尾矿的综合利用具有一定的借鉴和参考价值。     

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。     

四川某铜多金属矿石选矿试验

四川某铜多金属矿石中除铜外,还伴生有钼、硫钴和铁。为了合理有效地利用该矿石,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用铜钼混合浮选-铜钼分离浮选-混浮尾矿浮硫钴-浮选尾矿弱磁选回收铁的工艺流程,可在高效回收铜的同时较好地实现钼、硫钴和铁的综合回收,所获铜精矿铜品位为21.25%、铜回收率为93.38%,钼精矿钼品位为45.78%、钼回收率为45.72%,硫钴精矿硫品位为44.69%、钴品位为0.46%、硫回收率为41.53%、钴回收率为46.42%,铁精矿铁品位为63.73%、铁回收率38.29%。     

新疆某铜铁矿综合回收试验

新疆且末某铜铁矿全铁品位为50.92%,铜品位为0.31%,含硫3.46%,为降低铁精矿硫品位及综合利用回收铜硫,对其进行了铁精矿脱硫及铜硫综合回收试验研究。通过工艺流程对比,确定采用组合药剂先浮选后磁选流程,最终获得了全铁品位为67.12%、铁回收率为76.39%、含硫为0.26%的铁精矿,硫品位为23.86%、硫回收率为79.28%的硫精矿,铜品位为15.74%、铜回收率为70.66%的铜精矿,铁精矿达到了质量要求,并实现了该类矿石的综合利用。     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

鞍千磁铁矿石选矿短流程优化试验

鞍千磁铁矿石铁品位为29.25%,铁主要以磁铁矿的形式存在,磁铁矿中铁的分布率为79.02%,主要脉石矿物为石英。为高效开发利用该低品位铁矿石,强化磁选分选效率,进行短流程工艺优化试验。采用 了化学多元素分析、铁物相检测和XRD分析等手段对矿石性质进行分析,并在此基础上进行了新型流程设计,针对-1 mm、-2 mm、-3 mm、-4 mm 4种粒级高压辊磨破碎产物进行了一段弱磁预选试验、弱磁预选精矿再磨 再选试验和弱磁预选尾矿强磁再选探索试验。结果表明：①物料破碎粒度越细,弱磁预选精矿品位和回收率越高,由于高压辊磨设备处理细粒级物料效果较差,确定-3 mm为最佳破碎粒度,此时精矿铁品位为38.03%、 铁回收率为88.12%;②预选精矿再磨试验中,增加再磨细度,弱磁精选精矿的铁品位不断上升,铁作业回收率则不断下降,最佳磨矿细度为-0.038 mm占94.30%,此时铁的总回收率为81.99%;③强磁探索试验中,随着 磁场强度的增加,4个粒级的强磁精矿铁品位逐渐下降,铁作业回收率逐渐提高后趋于平稳,尾矿抛尾产率逐渐减少;④选取-3 mm弱磁尾矿,在背景磁感应强度为1.0 T、给矿速度1.3 kg/min、给矿水流量6.5 L/min 、转环转速2.0 r/min、脉动200 次/min的条件下,最终可获得铁品位为16.54%、铁作业回收率为80.93%的强磁精矿,其回收价值不高,故舍弃强磁流程。最终确定了“高压辊碎磨—弱磁预选—细磨—弱磁精选”工艺 流程替代原有的“阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁选—阴离子反浮选”复杂长流程。试验完成了对鞍千矿业公司原有流程的优化,对鞍千矿业及鞍山地区磁铁矿选矿工艺指标改善具有参考意义。     

云南某含银铜矿石浮选试验

云南某含银铜矿石铜品位为0.78%,银品位为70.27 g/t,硫品位为19.83%。为了高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。结果表明：①矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在,嵌布粒度粗细变化较大,以中粗粒为主,主要粒度为1～0.01 mm,80%以上分布在0.45～0.019 mm粒级;黝铜矿嵌布粒度微细,85%以上分布在-0.037 mm粒级;银主要赋存在黝铜矿中;硫主要以黄铁矿的形式存在。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80.3%情况下采用2粗1扫流程混浮铜硫,铜硫混合精矿在磨矿细度为-0.037 mm占73.8%情况下1粗2精1扫流程分离铜硫,可获得铜品位为22.37%、铜回收率为90.28%、含银1 221.51 g/t、银回收率为54.72%的铜精矿,以及硫品位为41.86%、硫回收率为90.12%、含银55.75 g/t、银回收率为33.87%的硫精矿,较好地实现了铜、硫、银的分离与富集。