四川李家沟锂辉石矿重-浮联选工艺研究及工业试验

四川李家沟锂辉石矿为了提高锂辉石的回收率,通过矿石性质研究,对矿石进行了单一浮选试验和重-浮联选工艺小型试验。试验结果表明：通过重-浮联合工艺可取得良好的锂辉石选矿技术指标。现场重浮联选工业试验对矿石0.5～8.0 mm产品进行了重介质选矿试验,试验获得的尾矿产率35.76%、尾矿Li₂O品位0.36%,精矿产率11.57%、精矿Li₂O品位5.62%、回收率50.56%,中矿产率52.67%、中矿Li₂O品位1.19%;中矿进入磨矿浮选作业,精矿与尾矿作为直接产品处理,可减少36%的原矿量进入磨矿浮选作业,降低了用电负荷、钢球消耗和药剂耗量,大大降低了生产成本。     

唐钢司家营氧化铁矿石选矿试验研究

研究了司家营氧化铁矿石的矿石特点，在此基础上，按阶段磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选和阶段磨矿、磁选、粗细分级、重选-阴离子反浮选进行了选矿工艺流程的试验研究，分别取得了精矿品位66．57％、回收率80．24％和精矿品位66．40％、回收率79．75％的较好指标。根据对工艺指标、运行成本和流程合理性的分析对比，推荐阶段磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选为司家营氧化铁矿石选矿合理工艺流程。     

国外某低品位微细粒磁铁矿石选矿工艺研究

国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO₂含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明：采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 （-0.076 mm占90%）-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨（-0.038 mm占95%）再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。     

云南某微细粒嵌布赤铁矿选矿工艺研究

云南某赤铁矿矿石中铁矿物嵌布粒度微细,生产上采用磁选、重选工艺,只能获得铁品位为57%左右的铁精矿,不能满足铁精矿品位大于62%的球团生产要求。为此,对该矿石进行了提高精矿品位的选矿试验。试验采用阶段磨矿-阶段强磁选-反浮选联合工艺流程,在-0.038 mm占86%的最终磨矿细度下,获得了铁品位为62.20%,铁回收率为56.36%的铁精矿。     

河北某多金属金矿石综合回收选矿试验

河北某多金属金矿石伴生铅、锌、银等有综合回收利用价值。针对该矿石颗粒金与闪锌矿和方铅矿关系较为紧密,铅锌为紧密包含结构的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程进行了选矿试验。矿石在磨矿细度为-74μm78.5%的情况下采用1次尼尔森重选（扩大重力倍数90倍）、重选尾矿1粗3精1扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终获得金品位234 g/t、银品位224 g/t、金回收率33.85%、银回收率10.19%的重选精矿,以及金品位110 g/t、银品位343 g/t、铅品位7.68%、锌品位20.14%,金回收率63.83%、银回收率62.58%、铅回收率80.94%、锌回收率86.01%的浮选精矿,全流程金总回收率达97.68%。先重选后浮选工艺有利于提前回收矿石中的颗粒金,实现金的“早收多收”。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

张家口地区鲕状赤铁矿还原焙烧-弱磁选试验研究

鲕状赤铁矿因其微细粒嵌布、结构复杂等特点,一直被认为是世界选矿难题.本文针对张家口地区难选鲕状赤铁矿的矿石性质进行了选矿工艺研究.不论是采用强磁-重选,还是采用强磁-反浮选工艺流程,在铁精矿品位为62%的条件下,其回收率均达不到55%.为此,进行了的焙烧-弱磁选试验研究,在焙烧温度850℃、焙烧时间75～90min、矿煤比11、磨矿细度-0.074mm占80%、磁场强度为80kA/m条件下,经过一次精选,可获得品位63.06%、回收率86.05%的铁精矿.     

湖南大坳微细粒低品位钨锡矿石选矿工艺研究

针对大坳微细粒低品位云英岩型钨锡矿石的工艺特性,分别采用螺旋溜槽重选、阶段磨矿阶段选别的筛分摇床重选试验,并结合浮选试验,进行选矿工艺对比,采用阶段磨矿、阶段选别筛分摇床重选可取得较好的选矿效果,综合回收率达80.58%,提高了矿石的可利用性,是处理微细粒低品位钨锡矿石的有效手段。     

某混合铁矿石重—磁—浮联合流程选矿试验

某混合铁矿石全铁品位32.07%,SiO2含量50.63%,铁矿物嵌布粒度粗细不均,为合理开发利用该矿石,按磨矿—粗细分级—重选—磁选—阴离子反浮选的原则流程对该矿石进行选矿试验。试验结果表明,在最佳试验参数下,原矿经一段磨矿（-0.076 mm 65%）—1粗2精螺旋溜槽重选—磁选—二段磨矿（-0.076 mm91.5%）—磁选—阴离子反浮选流程处理,可获得铁精矿全铁品位65.12%、回收率74.46%的选别指标,可为该高硅铁矿石选矿工艺的确定提供技术参考。     

蓝晶石英岩型矿石选矿提纯工艺探索

某中低品位蓝晶石英岩型矿石，采用全浮选工艺，蓝晶石回收率低，根据矿石性质，蓝晶石嵌布粒度粗及粗级别易浮的特性，确定此中低品位蓝晶石选矿工艺流程，采用磨矿筛分分级，粗级别重选，细级别浮选的工艺流程，达到减少蓝晶石过磨，提高蓝晶石回收率的目的。     

广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。     

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。     

某低品位难选铜镍硫化矿高效降镁与铜镍分离

新疆某强蚀变型铜镍硫化矿铜镍品位低,氧化镁含量高,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系密切,属于难选铜镍矿石。针对矿石含镁脉石矿物组成复杂、铜镍矿物呈细粒集合体嵌布的特点,采用"铜镍混浮—混合精矿脱药再磨—铜镍分离"工艺与FY高效抑制剂获得合格的铜精矿与镍精矿。结果表明,对铜镍混合粗精矿,采用组合抑制剂FY精选降镁,可得含铜2.41%、镍4.37%的铜镍混合精矿,精矿含氧化镁由10.64%降至4.61%。铜镍混合精矿经活性炭与硫化钠脱药,再磨至-38μm占85%,石灰与Na_2SO_3抑制镍矿物,Z-200浮选铜矿物,得到含铜22.07%、氧化镁2.65%,回收率73.23%的铜精矿,含镍6.01%、氧化镁5.51%,回收率82.11%的镍精矿,实现铜镍精矿的高效降镁与铜镍有效分离。     

络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验

为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu²⁺、Ni²⁺,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明：采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。     

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。     

某富含蛇纹石的低品位难选铜镍矿选矿工艺研究

针对某铜镍矿铜镍品位低,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系复杂,蛇纹石含量高等特征,开展了选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用预先脱除脉石-铜镍混合浮选流程,通过对含Ni 0.51%、含Cu 0.20%、含Co 0.02%的原矿进行选择性磨矿,利用MIBC预先脱除部分易浮脉石,碳酸钠作矿浆pH调整剂,CMC作MgO脉石的抑制剂,硫酸铜和丁基黄药分别作铜镍矿物的活化剂和捕收剂,全流程浮选闭路试验获得了含Ni 7.78%、Cu 2.91%、Co 0.24%,回收率分别为Ni 72.98%、Cu 66.57%、Co 51.29%的铜镍混合精矿。该工艺流程获得了较好的选别效果,实现了铜、镍、钴的有效回收。     

提高湖南某低品位铜镍矿石选矿指标研究

湖南某低品位铜镍矿现场铜镍混合精矿铜镍指标均较低。以原矿工艺矿物学研究结果和现场流程考查结果为基础,着重对矿石进行了磨矿细度、药剂制度和工艺流程优化研究,在对现场流程和药剂制度仅作较小改动的情况下,获得了铜品位为465%、镍品位为364%、铜回收率为8648%、镍回收率为7506%的铜镍混合精矿,与现场生产指标比较,在精矿质量指标略有提高的情况下,铜回收率提高了311个百分点,镍回收率提高了461个百分点。     

基于柠檬酸-改性淀粉的金川铜镍精矿降镁提质

金川镍矿石所含Cu²⁺、Ni²⁺对矿石中大量的含镁硅酸盐脉石矿物有较强的活化作用,导致镍铜混合精矿MgO含量较高,Ni、Cu品位难以提高。为实现矿山的提质降镁目标,在柠檬酸-改性淀粉药剂体系下进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90.12%条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程,可取得Ni、Cu品位分别为9.03%、5.18%,MgO含量6.18%,Ni、Cu回收率分别为85.30%、72.82%的镍铜混合精矿。与模拟现场工艺的实验室试验指标比较,精矿Ni、Cu品位分别提高了0.28、0.07个百分点,精矿Ni、Cu回收率分别提高了3.41、1.04个百分点,MgO含量下降了0.58个百分点。因此,在富含镁硅酸盐脉石矿物的铜镍硫化矿石的浮选中,柠檬酸-改性淀粉具有显著的提质降镁效果。     

某难选铜镍矿石选矿新工艺

某难选铜镍矿石含铜0.27%、含镍0.72%,为实现矿石中铜镍矿物的综合回收与高效分离,本文采用“铜-镍优先浮选”工艺流程,以自主研发的高效铜矿物捕收剂LP-01作选铜捕收剂,石灰作抑制剂,在矿浆pH为8.5的低碱介质中优先浮选铜矿物;浮选尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物,获得了含铜25.35%、含镍0.79%,铜回收率80.73%的铜精矿,含镍8.15%、含铜0.23%,镍回收率75.41%的镍精矿。试验指标良好,铜、镍矿物都得到了较好的浮选回收与分离。     

硫化铜镍矿浮选中捕收剂的吸附竞争

摘要:针对丹巴铜镍矿原矿品位低,氧化率高、脉石矿物可浮性好且易泥化的特征,通过试验研究,确定了铜镍混合浮选-铜镍分离的浮选工艺流程对该矿进行回收利用。并充分的利用了捕收剂的吸附竞争,在铜镍混浮精选作业中添加CMC,改变了脉石矿物对捕收剂的吸附竞争强度,使得有用矿物对捕收剂的吸附竞争强度增加,改善了镍矿物的可浮性,较好的实现了有用矿物与脉石矿物的浮选分离。在确定了较佳的浮选工艺条件下,小型实验室闭路试验可获得铜品位21.55%、铜回收率64.65%的铜精矿和镍品位5.19%、镍回收率66.80%的镍精矿的选矿指标。