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。     

鞍千半自磨—强磁预选精矿短流程工艺试验研究

为解决鞍千矿业有限责任公司现行阶段磨矿—粗细分级—重磁浮联合分选工艺中重选精矿品位低、波 动大,浮选尾矿品位高、选别工艺流程长等难题,以鞍千现场半自磨粗粒湿式强磁预选精矿为研究对象,开展搅拌磨 矿—弱磁—强磁—反浮选短流程工艺优化试验研究,以期实现鞍千铁矿石的高效开发与利用。 结果表明,鞍千现场 半自磨—粗粒湿式强磁预选精矿在搅拌磨磨矿细度-0. 038 mm 占 80%条件下,经磁场强度 79. 58 kA / m 弱磁选,弱磁 尾矿经背景磁感应强度 700 mT 强磁选,强磁精矿以淀粉为抑制剂、CaO 为调整剂、TD-Ⅱ为捕收剂经 1 粗 1 精 3 扫反 浮选,反浮选精矿与弱磁选精矿合并为综合精矿,综合精矿铁品位为 68. 04%、回收率为 91. 78%,综合尾矿铁品位 8. 62%。 搅拌磨矿—弱磁—强磁—反浮选短流程充分利用铁矿磁性差异进行分选,实现了鞍千铁矿石的分质分选和 脉石的梯级抛除,对于鞍山式赤铁矿石经济高效开发利用具有重要的指导意义。     

安徽某硫铁矿尾矿选铁试验

安徽某硫铁矿尾矿铁品位为34.75%,铁主要以赤褐铁矿的形式存在。为利用该尾矿中铁,对其进行选铁试验研究。结果表明:采用弱磁—弱磁尾矿1粗1精1扫强磁选—强磁精选尾矿与扫选精矿合并后磨至-0.045 mm占90%—强磁再选流程,最终可获得产率为38.00%、铁品位为59.98%、回收率为65.59%的铁精矿,分选指标较好,可为该尾矿中铁的回收提供依据。     

钟山铁矿选矿工艺研究

采用高压辊磨—粗粒湿式磁选抛尾—阶段磨矿、阶段弱磁工艺流程对钟山磁铁矿进行了选别试验。结果表明,高压辊磨产品(-3 mm)经湿式预选后可提前抛出产率50.05%、全铁品位8.33%的尾矿,入磨矿石铁品位由23.67%提高到39.18%,为降低企业生产成本提供了技术支撑;预选精矿经阶段磨矿、阶段弱磁选可获得铁品位65.13%、铁回收率61.48%、磁性铁回收率98.65%的最终铁精矿产品。     

钟山铁矿选矿工艺研究

采用高压辊磨—粗粒湿式磁选抛尾—阶段磨矿、阶段弱磁工艺流程对钟山磁铁矿进行了选别试验。结果表明,高压辊磨产品(-3 mm)经湿式预选后可提前抛出产率50.05%、全铁品位8.33%的尾矿,入磨矿石铁品位由23.67%提高到39.18%,为降低企业生产成本提供了技术支撑;预选精矿经阶段磨矿、阶段弱磁选可获得铁品位65.13%、铁回收率61.48%、磁性铁回收率98.65%的最终铁精矿产品。     

南芬选矿厂北山尾矿再选试验

为提高本钢南芬选矿厂大选系统处理北山过渡类型矿的回收率,减少金属流失,对南芬选矿厂大选车间处理北山过渡类型矿的尾矿进行了再选选矿试验研究,采用中磁—强磁预富集—再磨—弱磁得精—强磁精矿阴离子反浮选工艺,可获得铁精矿品位为57.94%、铁回收率为59.70%(其中弱磁精矿品位66.84%,回收率39.83%)的选别指标,说明北山尾矿中流失了相当比例的磁铁矿,有必要对现场工艺流程进行技术改造。     

湖南某低品位铁矿石高压辊磨—预选抛尾试验

湖南某低品位铁矿石TFe品位24. 10%,磁性铁占总铁的34. 56%。铁主要以磁铁矿和赤(褐)铁矿的形式存在,硫、磷含量较低。为实现"能抛早抛",对矿石块矿干选抛尾精矿进行高压辊磨—预选抛尾试验。结果表明,相比高压辊磨开路流程,闭路流程辊磨产品-1 mm粒级含量高31. 34个百分点,达63. 59%,粒度更细;闭路辊磨产品中磁粗选—强磁扫选粗粒湿式预选抛尾可获得产率82. 71%、TFe品位27. 28%、回收率93. 56%的预选精矿,抛除产率17. 29%、TFe品位8. 98%、回收率6. 44%的合格尾矿,抛尾效果明显,可有效降低后续磨选流程负荷和选矿成本。     

鞍千预选混磁精矿搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺研究

随着鞍千入选矿石性质的变化,原有的工艺流程暴露出一些问题,如重选精矿品位低、浮选尾矿损失大等。针对鞍千半自磨—湿式预选的混磁铁精矿,进行了详细的工艺矿物学研究,并确定了搅拌磨细磨—磁选—反浮选短流程工艺。研究结果表明,混磁精矿中铁品位为42.91%,主要含铁矿物为磁铁矿和赤铁矿,其他金属矿物为少量黄铁矿,赤铁矿和磁铁矿与脉石矿物结合形成的连生体含量较多,且在细粒级中分布率均较高;在此基础上确定了搅拌磨细磨—弱磁选—弱磁尾矿强磁选—强磁精矿一次粗选一次精选三次扫选的工艺流程,弱磁精矿和反浮选精矿合并得到的综合精矿TFe品位67.68%、回收率91.88%,综合尾矿TFe品位为8.83%。本研究对于鞍山式赤铁矿石流程的优化具有重要的指导意义。     

包钢选厂反浮尾矿搅拌磨细磨强化分选试验研究

针对包钢集团选矿厂反浮尾矿系统铁品位、回收率低的问题, 开展了搅拌磨细磨强化解离试验研究。进行了磁场强度、磨矿粒度等条件试验及反浮尾矿弱磁预选-搅拌磨细磨-弱磁选流程试验, 并对细磨前后矿样进行了粒度分布和解离度检测分析。结果表明, 立式搅拌磨细磨能有效提高铁矿物解离度, 提高矿物的分选指标: 在磨矿粒度为-0.037 mm粒级占94.5%时, 磁铁矿单体解度离度由细磨前的59.6%提高至86.2%, 获得铁精矿品位66.18%、回收率63.18%、精矿产率30.81%的技术指标。     

某贫磁-赤混合铁矿石预选工艺研究

某贫磁-赤混合铁矿石铁品位低,目前原矿破碎后直接入磨选,采用阶段磨矿—弱磁—强磁—阴离子反浮选工艺流程,生产成本居高不下。为降低磨矿能耗,在实验室进行了破碎产品(-12 mm)筒式中磁—辊式强磁干式预选试验、破碎产品(-12 mm)湿式外磁内筒式磁选机预选试验、超细碎产品(-3 mm)—粗粒湿式中磁—脉动高梯度强磁预选工艺对比试验。结果表明:采用超细碎—粗粒湿式中磁—脉动高梯度强磁预选工艺选别指标最好,在超细碎产品粒度-3 mm、中磁选磁场强度318 kA/m、强磁选磁场强度955 kA/m的条件下,可抛除产率25.19%、铁品位6.46%、铁损失率仅5.42%的合格尾矿,预选精矿铁品位较原矿提高了7.93个百分点,为37.92%,预选抛尾效果十分显著,可为赤铁矿石或混合铁矿石的预选工艺提供有益借鉴。     

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。     

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

西藏某多金属矿选厂铜钼混合精矿分离试验

西藏某多金属矿选厂的铜钼混合精矿-0.048 mm含量为85%,铜、钼品位分别为19.06%和0.640%,金、银含量分别为6.98和490.90 g/t,99%以上的铜钼矿物为原生或次生硫化矿物。采用高效易降解药剂对该混合精矿进行铜钼分离选矿试验,结果表明,在磨矿细度为-0.048 mm占90%的情况下,以高效易降解的ZG-2为铜矿物抑制剂、HTL-3为钼捕收剂,采用1粗4精2扫、中矿顺序返回的闭路流程分离试样中的铜钼,最终可获得钼品位为47.68%、钼回收率为81.45%的钼精矿,和铜品位为19.26%、铜回收率为99.94%的铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,实现了该铜钼混合精矿的高效、低毒分离。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。