青海某低品位铜钼硫化矿浮选分离试验

青海省某铜钼硫化矿石为低品位铜、钼混合矿石,铜、钼品位分别为 0. 30%、0. 041%。 矿石中铜、钼矿物 嵌布粒度粗细不均匀,主要钼矿物为辉钼矿,辉钼矿嵌布粒度微细,-0. 02 mm 粒级占有率为 34. 97%,石英等硅酸盐 类脉石矿物包裹了部分辉钼矿,钼矿物与铜矿物及脉石矿物密切共生。 采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精 矿再磨再选的工艺流程,进行了磨矿细度、再磨细度以及浮选药剂用量的试验研究。 结果表明,在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70%时,以石灰为抑制剂、水玻璃为分散剂、柴油和 Z-200 为捕收剂,经 1 粗 2 精 1 扫铜钼混合浮选,混合浮选精 矿以硫化钠和巯基乙酸钠为抑制剂、柴油为捕收剂进行铜钼分离粗选,钼粗精矿再磨至-0. 037 mm 占 60%,经 5 次钼 精选,铜粗精矿经 1 次扫选,闭路试验获得了钼品位为 40. 75%、钼回收率为 44. 24%的钼精矿以及铜品位为 16. 38%、 铜回收率为 79. 96%的铜精矿,较好地实现了铜钼资源的有效回收。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

提高氧化钼矿技术指标的选矿试验研究

某钼矿为硫化钼和氧化钼混合矿石,矿石氧化率高达68．5％。研究表明,以水玻璃为矿泥分散剂、煤油为捕收剂浮选硫化矿,以改性水玻璃为脉石抑制剂、RT为氧化钼矿捕收剂优先浮选硫化矿再浮氧化矿,可从含M00．34％原矿中,获得品位46．41％的硫化钼精矿,品位27．65％的氧化钼精矿;钼总回收率78．01％。     

山西某低品位含金镜铁矿选矿试验

山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤（褐）铁矿中,赤（褐）铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。     

广东惠东某含铜白钨矿石浮选试验

广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

某含石墨低品位斑岩型铜钼矿石选矿试验

某含铜0.37%、含钼0.0096%,硫化铜占总铜的89.19%、硫化钼占总钼的85.42%的低品位斑岩型铜钼矿石,其可供综合回收或伴生回收的元素有金、铼等贵金属和铁,矿石中含有的少量片状石墨将影响钼矿物的浮选效果。为确定该矿石的选矿工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石经1粗3精铜钼等可浮、1粗4精1扫铜钼分离、1粗3精2扫强化浮铜、1粗1精1扫弱磁选选铁、中矿顺序返回流程处理,可获得钼品位36.33%、含铜1.69%、钼回收率68.12%的钼精矿,铜品位19.24%、含金2.42 g/t、含钼0.095%、铜回收率84.94%的铜精矿,铁品位66.19%、铁回收率50.87%的铁精矿。浮选钼精矿经重选脱碳,获得了钼品位49.03%、钼综合回收率为58.35%、含铼618.46 g/t、铼综合回收率为27.22%的钼精矿。     

柿竹园钼铋硫无氰回收新工艺工业化应用研究

以柿竹园东波选厂无水玻璃钼铋硫全浮精矿为研究对象,使用抑制剂T-706替代氰化钠,进行了无氰钼铋混合浮选-钼铋分离新工艺小型试验及工业化应用研究。结果表明,使用T-706替代氰化钠,取得了较好的试验指标,钼铋一粗三精三扫混合浮选、一粗五精三扫钼铋分离小型试验获得了钼品位47.32%、回收率93.45%、含铋0.98%的钼精矿,铋品位29.27%、回收率94.35%、含钼0.96%的铋精矿,以及硫品位35.98%的硫精矿; 工业试验获得了平均钼品位46.28%、回收率80.84%的钼精矿和平均铋品位29.05%、回收率68.09%的铋精矿,实现了柿竹园东波选厂钼铋硫高效回收。     

国外某稀土矿选矿工艺研究

国外某赤铁矿与氟碳铈矿紧密共生的稀土矿石稀土含量为3.05%,Fe_2O_3含量为40.30%,Fe_2O_3主要以赤铁矿形式赋存,稀土矿物主要为氟碳铈矿和磷钇矿。为开发利用该矿石,进行了浮选工艺试验。结果表明:在磨矿细度为-0.045 mm占70%条件下,以油酸钠为捕收剂、水玻璃为分散剂、淀粉为抑制剂,经1粗2精1扫闭路浮选,获得的精矿Ce品位为6.89%,回收率67.05%,REO品位为20.07%,回收率63.88%,精矿中铁矿物含量为14.87%;采用高碱反浮选分离稀土与铁,可获得Ce品位6.91%,REO品位23.45%、回收率56.63%的稀土精矿。     

重庆某萤石-重晶石矿浮选试验

重庆某萤石-重晶石矿BaSO₄和CaF2品位分别为52.57%、32.77%,主要目的矿物为重晶石、萤石,脉石矿物是方解石、石英和其他少量杂质,较为复杂难选。为回收利用矿石中的重晶石和萤石,进行了选矿试验。结果表明,相比重晶石优先浮选再浮选萤石流程,重晶石、萤石混合浮选-分离浮选原则流程指标更好。在磨矿细度-0.074 mm占75%、混合浮选以十二烷基硫酸钠为捕收剂,酸性水玻璃、栲胶和硫酸铝组合抑制剂,重晶石浮选以碳酸钠为调整剂、酸性水玻璃为抑制剂,萤石浮选以栲胶、硫酸铝、木质素磺酸钠和NaF为组合抑制剂、油酸为捕收剂,原矿经1粗1扫混合浮选-混合精矿1粗2精1扫重晶石优先浮选-重晶石浮选尾矿1粗4精1扫萤石浮选闭路流程选别,可获得产率52.44%、BaSO₄品位94.83%、回收率97.00%的重晶石精矿和产率30.33%、CaF₂品位90.06%、回收率82.86%萤石精矿,实现了可浮性相近的萤石、重晶石的有效分离,对类似矿石的开发利用具有一定的参考价值和指导意义。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

河南某库存钼尾矿回收钨钼选矿试验

河南某库存钼尾矿钼品位为0.086%、钨品位为0.13%,由于长期堆放,其钼氧化率高达51.76%,而且粒度组成偏细,可浮性较差。为合理开发利用该库存尾矿资源,进行了选矿工艺流程和药剂制度试验研究。结果表明,原矿经过弱磁选除铁—非磁性物脱泥浓缩后,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-189为捕收剂,采用1粗1精3扫流程浮选获得了Mo品位为0.86%、WO3含量为1.21%的钨钼混合粗精矿,钨钼混合粗精矿浓缩加温调浆后经1粗3精2扫流程精选,获得了Mo品位为12.78%、回收率为54.94%,WO3品位为21.96%、回收率为72.45%的钨钼混合精矿,从而使矿石中钨、钼得到了较好的综合回收。     

青海某含钼铅矿石选矿试验

青海某含钼铅矿石主要为长石-石英脉型、石英脉型、方解石-石英脉及硅化片麻岩型铅钼混合矿石。矿石铅、钼品位分别为3.60%和0.041%,铅、钼氧化程度较低,主要铅钼矿物为方铅矿和辉钼矿,铅、钼矿物是本次试验的主要回收对象。为了绿色、高效回收矿石中的铅、钼,对矿石进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,以乙硫氮+柴油为捕收剂,1粗2精1扫混合浮选铅钼,铅钼混合精矿再磨至-0.037 mm占80%的情况下,以硫化钠+磷诺克斯为铅抑制剂,1粗3精1扫抑铅浮钼,最终获得了铅品位为70.30%、铅回收率为86.98%的铅精矿和钼品位为45.68%、钼回收率为84.67%的钼精矿。     

青海某低品位钼矿浮选工艺

青海省某低品位浸染型辉钼矿矿石,原矿钼品位为0.21%,铅品位为0.0049%,针对该低品位钼矿石开展了工艺矿物学研究以及可选性条件实验。采用柴油作钼的捕收剂、水玻璃作为调整剂,经过了一段粗选五段精选二段扫选的浮选工艺流程,所得的钼精矿经检测Pb含量为0.98%,影响其销售价格。针对该含铅超标的钼精矿采用了再磨脱药以及添加抑制铅的抑制剂磷诺克斯相结合的工艺流程,钼精矿的含铅量从0.98%降低至0.074%,钼品位由原矿的0.21%提高到53.95%,钼回收率达到了90.18%,实现了钼的有效回收。      

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

新型捕收剂BK410在某萤石矿中的应用

研究采用新型捕收剂BK410浮选某石英—方解石型萤石矿。试验结果表明,采用水玻璃作抑制剂、BK410作捕收剂,采用一次粗选、两次扫选、粗精矿一段再磨、七次精选工艺流程,可获得萤石精矿含CaF2 97.88%、回收率83.45%、含SiO2 0.72%、CaCO3 0.71%的浮选指标。     

新型抑制剂BK510在某钼矿中的应用

研究采用新型抑制剂BK510浮选某钼矿矿石。试验结果表明,以BK510作为抑制剂、煤油作为捕收剂,采用一次粗选、两次扫选、粗精矿两段再磨、七次精选工艺流程,可获得钼精矿含钼51.07%,钼回收率89.09%的浮选指标。     

从某钨重选尾矿中回收钼的浮选试验

某钨重选尾矿含0.02%的钼,具有综合回收价值。对该尾矿进行回收钼的浮选试验,结果表明,在-0.074 mm占40%的粗磨条件下用煤油作捕收剂进行粗选,粗精矿再磨至-0.074 mm占80%后以石灰为pH调整剂、硫化钠和水玻璃为抑制剂进行4次精选,可以获得钼品位为46.39%,钼回收率为68.48%的钼精矿。