江苏某难选蓝晶石矿石选矿试验

江苏某蓝晶石矿石品位低、杂质矿物种类较多、蓝晶石与杂质矿物相嵌关系复杂,属难选矿石。为了给该蓝晶石资源的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验。结果表明：采用磨矿-高梯度磁选除铁钛-按45 μm分级-细粒级脱泥-脱泥沉砂和粗粒级分别酸性浮选工艺流程,可以获得Al₂O₃品位为55.69%、Al₂O₃回收率为 69.23%的蓝晶石精矿1和Al₂O₃品位为50.17%、Al₂O₃回收率为 15.16%的蓝晶石精矿2;精矿1达到国家行业标准中LJ-55牌号蓝晶石精矿的质量要求,精矿2可用作陶瓷原料。     

青海某难选铜铅锌矿石选矿试验

针对青海某难选复杂铜铅锌多金属硫化矿工艺矿物学特性,提出了优先浮铜—铜尾矿浮选铅—铅尾矿活化浮选锌硫—锌硫分离的工艺流程,并进行了选矿试验。最终获得的铜精矿含Cu 22.50%、Pb 4.20%、Zn 6.49%,Cu回收率达到91.52%;铅精矿含Cu 3.20%、Pb 17.37%、Zn 11.20%,Pb回收率为13.96%;锌精矿含Cu 0.55%、Pb 2.01%、Zn 46.20%,Zn回收率为85.89%;硫精矿含S 35.54%。实现了该矿石资源的高效综合回收。     

某难选铷矿石选矿预富集试验

我国西部某大型铷矿床资源储量约10万t,矿石中的铷呈分散状态赋存在钾长石及铁锂云母中,主要脉石矿物钠长石和石英不含铷。根据铁锂云母有弱磁性、钾长石的可浮性与石英相差较大的特点,以强磁选富集矿石中的含铷矿物铁锂云母、浮选富集矿石中的含铷矿物钾长石的磁浮联合流程进行了铷预富集试验。结果表明,Rb2O含量为0.13%的矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,以PL为石英等硅酸盐矿物的强抑制剂、EZ+十二胺为长石类矿物的捕收剂,经1次强磁选,1粗1扫2精、中矿合并再选的浮选流程处理,获得了Rb2O品位为0.39%、回收率为69.91%的铷精矿。     

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。     

云南某难选氧化锰矿石选矿试验研究

我国锰矿资源丰富,但存在原矿锰品位低、有用矿物嵌布粒度极细及脉石组分易泥化等问题,因此提高锰矿选矿技术水平有重要的实际意义。 以云南个旧某氧化锰矿石为研究对象,结合矿石性质,采用洗矿—脱泥—磁 选工艺流程开展选矿试验。 结果表明:①原矿锰品位为 6. 40%,锰主要以硬锰矿、软锰矿等氧化锰矿物的形式存在, 其中嵌布粒度为-0. 01 mm 的极微细粒氧化锰矿物产率较高。 ②采用洗矿—脱泥工艺,在搅拌强度为 2 000 r / min 的 条件下,通过实验室用水力旋流器可以脱除产率约为 69%的矿泥,为后续沉砂获得高品位的锰精矿创造了有利条件。 ③针对沉砂中的氧化锰矿物,采用 1 粗 1 扫的强磁选流程,分别获得了锰品位 29. 13%和 7. 86%的磁性物,实现了粗粒级锰矿物的高效回收;针对矿泥中的氧化锰矿物,采用 1 次粗选的强磁选流程,获得了锰品位 18. 07%的磁性物,实现了微细粒级锰矿物的综合利用。全流程试验可获得累计产率 16. 08%、平均锰品位 23. 78%、累计回收率 60. 21%的锰精矿,实现了该难选极低品位高含泥锰矿的高效综合利用。     

云南某难选铜锌硫化矿石选矿试验

云南某铜锌硫化矿石铜品位为0.16%、锌品位为4.43%,铜、锌均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占78%条件下,以OL-ⅡA为捕收剂经1粗3精2扫铜优先浮选（一段铜精选精矿再磨至-38 μm占94%再进行二段铜精选）,选铜尾矿以X-43为活化剂、丁黄药为捕收剂经1粗4精2扫流程选锌（一段锌精选精矿再磨至-45 μm占91%再进行二段锌精选）,获得了铜精矿铜品位18.52%、回收率53.89%,锌精矿锌品位47.10%、回收率88.74%的分选指标,试验结果可以为该矿石开发利用提供依据。     

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。     

某难选氧化锌矿石选矿工艺研究

针对黄石某氧化锌矿石氧化程度高(氧化率高达87.28%)、泥化程度严重(-10 μm粒级含量达8%)、铁锰氧化物较多、锌矿物产出粒度细的特性进行了详细的浮选试验研究, 最终确定合理的药剂制度, 采用阶段磨矿、二段磨矿前预先脱泥的工艺流程, 获得了Zn品位20.17%、回收率4.01%的硫化锌精矿和Zn品位20.73%、回收率72.69%的氧化锌精矿。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

提高难选铜钼矿石选矿回收率研究

对小寺沟铜钼矿的过渡带难选矿石进行了一系列的研究工作,对矿石性质及其难选原因进行剖析,针对矿物表面氧化等特点,采用简单易行、经济可靠的硫化钠—硫酸铜法,取得了卓有成效的效果,选矿回收率大幅度提高。     

难选氧化铜矿石选矿技术研究及应用

综述了我国近年来难选氧化铜矿石选矿技术研究的进展及应用情况,从浮选工艺、浸出工艺和联合工艺3个方面分别进行了详细的介绍,并在此基础上分析了难选氧化铜矿石选矿今后的研究重点和发展方向。     

含泥难选氧化铜矿石选矿工艺研究

对某地泥化的氧化铜矿进行了可选性试验研究。根据矿石的工艺矿物学特性, 制定出“预先脱泥+Na₂S诱导浮选” 的工艺流程, 有效避免了矿泥的不良影响, 取得了较好的分选指标: 铜精矿品位达21.14%, 回收率达81.80%。     

难选冶金矿石的选浸试验研究

九丈沟金矿矿石粒度细、难选冶,单一浮选或氰化金回收率低。试验用一段浮选、两段浸出的选冶工艺,浸出前用H2O2(30%)作氧化剂预处理。通过对比,得到最佳的药剂制度及参数为:1.8%矿石量的H2O2(30%)、预处理时间为36h、NaCN浓度0.9‰,最佳浸出时间为48h,最佳磨矿细度为-0.125mm。试验结果表明,金的总回收率从单一氰化或浮选时的43.0%和62.5%提高到现在的93.18%。     

难选氧化铜矿石的选矿方法及研究方向

介绍了几种氧化铜矿石的新型浮选药剂,分别针对成分复杂氧化铜矿石、高含泥氧化铜矿石以及微细粒氧化铜矿石总结了近年来的主要选矿方法及研究成果,在此基础上分析了难选氧化铜矿石选矿今后的研究重点和方向。     

难选氧化铜矿石的选矿方法及研究方向

这是一篇矿物加工工程领域的论文。新疆某铜矿石中矿物组成复杂、属于复杂难选氧化铜矿。矿石中硫化铜占总铜的35.67%,游离氧化铜和结合氧化铜占总铜的64.33%。脉石矿物种类多且与目标矿物之间嵌布关系复杂。采用先浮硫化铜矿物,再浮氧化铜矿物的原则流程进行了选矿工艺技术条件研究。针对该矿石性质,开展浮选条件实验,获得较佳工艺参数,磨矿细度-0.074 mm 65%,石灰用量为2500 g/t、捕收剂Z-200用量为100 g/t、硫化钠用量为1750 g/t、硫酸铵用量为550 g/t、戊基钠黄药用量为160 g/t。在较佳磨矿细度和药剂用量下,开展闭路浮选实验,闭路流程可以获得硫化铜精矿和氧化铜精矿两种产品,其混合铜精矿中Cu的品位为25.59%,Ag的品位为507.27 g/t,铜回收率为73.07%,银总回收率为70.27%。本研究为该氧化铜矿资源的高效利用提供了技术支撑。     

某含炭细粒浸染型难选冶金矿石选矿试验研究

针对含炭细粒浸染型难选冶金矿石性质特点,采用预选脱炭浮选工艺回收金,能获得较好的技术指标。闭路试验采用一次炭粗选、一次炭扫选、一次炭精选的浮选工艺脱炭,炭脱除率75.48%;脱炭尾矿经过一次金粗选、两次金扫选、两次金精选的工艺流程浮选金,获得含金32.86 g/t,金回收率87.64%的金精矿。与现有生产工艺相比,该选金工艺具有流程简单,运行稳定,药剂用量少,浮选时间短等特点。     

某难选氧化铜矿石浮选试验

某氧化铜矿石铜含量为0.62%,80.65%的铜以游离氧化铜形式存在,10.81%的铜以结合氧化铜形式存在。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,预先浮选脱除滑石后,经1粗2精1扫铜浮选,可以得到铜品位19.01%、锡品位2.37%、铜回收率71.90%、锡回收率6.32%的铜精矿。试验结果对类似氧化铜矿石的浮选回收具有参考意义。     

四川某难选氧化铜矿石选别试验

四川某难选氧化铜矿石矿物组成和结构构造复杂,游离氧化铜与结合氧化铜占总铜的93.79%,以孔雀石和蓝铜矿的形式存在,铜矿物嵌布粒度较细,主要分布在非金属矿物裂隙中。对该矿石的工艺技术条件研究结果表明,DZ-602与Na2S组合可有效活化氧化铜矿物,提高其疏水性,采用2粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为20.12%、铜回收率为75.35%的铜精矿。