山西某磁选铁精矿浮选脱硫试验

山西某磁选铁精矿铁品位为65.16%，S含量高达2.62%，主要铁矿物为磁铁矿，占总铁的92.23%；含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿，分别占总硫的53.72%和45.67%，硫在粗粒级（+100目）和细粒级（-325目）的含量相对较高，超过70%的硫分布在-200目粒级。为降低该铁精矿中的硫含量，进行了反浮选脱硫试验。结果表明，试样采用1粗1精-粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理，在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t的情况下，可获得铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收率为91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07%的硫精矿。     

某铁精矿浮选柱脱硫试验研究

采用浮选柱对某铁矿选矿厂生产的含硫量超过0.4%的磁铁矿精矿进行了脱硫试验研究。通过实验室浮选柱系统试验,确定了较理想的试验参数:磨矿细度-200目占96.8%以上,黄药用量240 g/t,硫化钠用量800g/t,硫酸铜用量200 g/t,2#油用量200 g/。t在此条件下,浮选柱经一次分选能够将铁精矿中硫含量降至0.084%。而浮选机经一次粗选、两次精选、一次扫选,所得铁精矿中硫品位仍在0.20%以上。     

某难选铜铁矿综合利用工艺研究

研究了某铜铁矿矿石性质,进行了铜矿物粗选、扫选、精选条件及铁矿综合回收试验研究。结果表明:采用铜硫混合浮选、三次精选、四次扫选,铜硫分离一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,可以获得铜精矿铜品位16.93%,回收率69.81%;硫精矿硫品位32.80%,回收率53.23%的选矿产品。浮选尾矿进行再磨除硫,获得的铁精矿品位67.49%,全铁回收率61.12%。     

高硫铁精矿反浮选脱硫试验

江西某高硫铜铁矿铁精矿-75 μm占7251%，铁品位仅为6236%，但含硫高达187%，硫主要以磁黄铁矿和黄铁矿的形式存在，磁铁矿与磁黄铁矿、黄铁矿有不同程度的交代、连生或被包裹现象。为解决铁精矿含硫高的问题，进行了反浮选脱硫试验。结果表明，试样在再磨细度为-45 μm占7068%的情况下，采用2次反浮选粗选流程处理，粗选1氟硅酸钠用量为300 g/t、戊基黄药用量为250 g/t、2#油用量为30 g/t，粗选2氟硅酸钠用量为100 g/t、戊基黄药用量为100 g/t、2#油用量为10 g/t，最终精矿含铁提高至6403%、含硫降至039%，较好地解决了铁精矿含硫较高的问题     

东鞍山铁矿石高效分选新技术研究

针对东鞍山烧结厂赤贫铁矿选矿过程中存在的流程复杂和铁精矿回收率低等问题,在矿 石工艺矿物 学研究基础上,提出采用“磨矿—弱磁—强磁—混磁精矿再磨—反浮选”短流程高效分选新技 术开展试验研究。结 果表明,在磨矿细度-0.074 mm 占 80%、弱磁选磁场强度 80 kA/m、强磁粗选磁场强度 480 kA/m、强磁扫选磁场强度 640 kA/m 的条件下得到混磁精矿;混磁精矿再磨细度为-0.038 mm 占 90%,然后在粗选矿浆 pH=11.5、淀粉用量 1 100 g/t、CaO 用量 750 g/t、ksIII 用量 1 300 g/t,精选 ksIII 用量为 650 g/t 条件下进 行反浮选,全流程扩大连续试验获得了精 矿铁品位 66.28%、回收率 76.67% 的技术指标。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上,对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究,经条件试验,确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示,在磨矿细度-74μm占90%条件下,采用铜硫优先浮选工艺,经一次粗选两次精选两次扫选铜,可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿;经一次粗选两次精选两次扫选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下,采用铜硫混合浮选工艺,经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿,再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离,铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

新疆某大型铁矿伴生金锌的综合回收试验研究

为了综合回收新疆某大型铁矿伴生的有益元素金和锌,对具有代表性的矿石进行了矿石性质研究,查明了矿石中金矿物、锌矿物和铁矿物的赋存状态、嵌布粒度及它们与有益有害元素的共生关系。根据矿石性质,制定了优先浮选金矿物,金浮选尾矿经硫酸铜活化后浮选闪锌矿,锌浮选尾矿磁选铁的工艺流程。金浮选通过两段粗选两段精选获得金精矿金品位27.38×10~(-6),金回收率52.65%;锌浮选通过一段粗选两段扫选,锌粗精矿再磨至-0.037 mm 85%精选四段,获得锌精矿锌品位49.53%,锌回收率81.21%;锌浮选尾矿磁选回收铁,通过一段粗选一段精选,获得铁精矿铁品位65.55%,铁回收率84.71%。     

含银铜硫矿石优先浮选与混合浮选工艺对比试验

对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

浮选法从某尾矿中回收硫的试验研究

为了对某选矿尾矿进行回收利用,在矿石工艺矿物学研究的基础之上,通过浮选系列试验研究,确定了浮选回收硫的最佳工艺流程及工艺指标。采用一次粗选、一次扫选、扫选中矿再精选的试验流程,粗选丁基黄药用量为300 g/t,MIBC 60 g/t,CaO调浆至pH值为8.5;扫选丁基黄药150 g/t,MIBC 30 g/t;精选不加药的条件下,得到硫品位35.95%,回收率65.12%的硫精矿及硫品位20.86%,回收率9.64%的硫中矿。     

四川某锌硫混合精矿分离浮选试验研究

四川某锌硫混合精矿锌品位为4.11%、硫品位为37.65%,有用矿物主要为铁闪锌矿和黄铁矿。对该混合精矿进行锌-硫分离浮选试验研究,结果表明:混合精矿经硫化钠+活性炭+再磨联合脱药方法处理后,磨矿至-0.043mm占85%,采用一次粗选-两次精选-一次扫选-中矿顺序返回的浮选闭路试验流程分选,可获得产率为7.50%、锌品位为42.48%、锌回收率为77.83%、含硫为20.63%的锌精矿及产率为92.50%、硫品位为39.03%、硫回收率为95.89%、含锌为0.99%的硫精矿;产品含杂均不超标,较好地实现了锌硫混合精矿的浮选分离。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

新疆某铁精矿浮选脱硫试验

新疆某选矿厂铁精矿硫含量较高，达1.07%，明显高于入炉原料硫含量要求。为确定铁精矿的合理脱硫工艺，进行了浮选试验。结果表明，试验以FS为活化剂、异丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂，在粗选用量分别为2 000、200、30 g/t，精选用量分别为500、100、20 g/t的情况下，采用1粗1精闭路流程处理试样，最终获得了铁品位为64.53%、铁回收率为97.13%、含硫0.21%的铁精矿，达到了入炉铁精矿含硫质量要求。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

攀西某钒钛磁铁精矿浮选脱硫实验

攀西某钒钛磁铁精矿中的TFe、TiO₂和S的品位分别为53.75%、12.55%和0.76%,铁、钛主要以钒钛磁铁矿、钛铁矿的形式赋存,硫主要以磁黄铁矿的形式赋存。磁黄铁矿单体解离度低,富连生体多。为将该钒钛磁铁精矿中的硫脱除,采用浮选工艺进行了降硫实验研究。结果表明:采用一粗四精二扫浮选闭路流程,在以硫酸为pH值调整剂,丁黄+丁铵（5∶1）为捕收剂,2#油为起泡剂,粗选用量分别为2000 g/t、300 g/t、40 g/t,粗扫选得到的硫粗精矿再磨细度-38 μm 93.33%的条件下,可以获得S品位为28.65%,S回收率59.46%的硫精矿,TFe品位为53.79%,TFe回收率为98.51%,铁精矿S品位为0.29%的铁精矿。      

钼尾矿综合回收硫铁试验研究

对河南某钼尾矿矿石性质进行研究,发现具有回收黄铁矿和磁铁矿的价值。在活化剂硫酸、捕收剂异丁基黄药、起泡剂2号油用量分别为200g/t、50g/t、35g/t的浮选药剂制度下,钼尾矿采用一粗一精一扫浮选闭路流程,可获得硫精矿品位41.21%,回收率87.68%的选别指标。选硫尾矿再通过一段磁选-再磨-二段磁选的工艺流程,获得铁精矿品位62.72%,全铁回收率41.86%的选别指标。     

研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践

研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14%，磁性铁分布率为20.13%、赤褐铁分布率为55.91%，铁矿物主要富集在微细粒级，其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物，进行了选矿试验。结果表明，试样经强磁选预富集-磨矿-弱磁选-1粗1精1扫反浮选流程处理，在高梯度强磁选背景磁感应强度为0.72 T，磨矿细度为-74 μm占90%，弱磁选磁场强度为238 kA/m，反浮选粗选pH调整剂NaOH用量为1 300 g/t（pH=11.5）、抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、活化剂CaO用量为687.5 g/t、捕收剂GK68用量为1 800 g/t，精选GK68用量为900 g/t情况下，可获得铁品位为69.84%、回收率为4.13%的优质铁精矿。改造后的生产实践表明，采用盘式磁选回收机预富集-一段闭路磨矿-浓缩磁选-二段闭路磨矿-弱磁选抛尾-1粗1精3扫闭路反浮选流程处理选矿厂综合尾矿，每年可产出铁品位超过69%的铁精粉约5.5万t，可为企业增加利润1 750万元/a。     

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。     

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

钒钛铁精矿硫钴回收试验

为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明：采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。