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。     

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。     

安徽某低品位钨钼矿石选矿试验

安徽某钨钼矿钨、钼品位低,有用矿物辉钼矿和白钨矿嵌布关系复杂、嵌布粒度不均、单体解离困难,属低品位多金属矿床。为合理开发利用该矿石,进行了优先浮选选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下,采用1粗2扫4精选钼(钼3次精选前再磨至-0.038 mm 95%)、钼扫选尾矿1粗2精(加温精选)2扫选钨、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,在最优药剂制度条件下,可获得钼精矿钼品位为44.60%、含钨0.45%、钼回收率为60.23%,钨精矿钨品位为63.93%、含钼4.90%、钨回收率为85.24%的良好指标。该工艺方案为开发利用该矿石提供了技术依据。     

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。     

强化某低品位钼矿石中钼的回收效果试验研究

某地区钼矿钼品位较低,原矿钼品位0.089%。矿石中辉钼矿嵌布粒度较细且与脉石矿物关系较为密切。根据矿石中钼矿物嵌布特征,试验采用一段磨矿细度-75μm占60%,钼粗精矿再磨细度-38μm占90%,石灰作矿浆调整剂、水玻璃作脉石抑制剂、M106作捕收剂,辉钼矿与黄铁矿、黄铜矿等硫化物分离时采用Q1和硫化钠作抑制剂,钼精矿经过多次精选,产品达到合格品级,钼精选尾矿经过多次强化扫选,提高钼回收效果。试验获得钼精矿钼品位47.85%,钼回收率为85.35%。     

西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。     

某低品位铜钼矿石选矿试验

某铜钼矿石中钼和铜含量较低,分别为0.081%和0.19%,且铜矿物嵌布粒度较细并与钼矿物密切共生,给两者分离带来一定困难。采用钼铜混合浮选-混合精矿精选1次后再磨再精选-铜钼分离流程对该矿石进行选矿试验,混合浮选时以石灰和水玻璃为调整剂、煤油和丁铵黑药为捕收剂,铜钼分离时以石灰、水玻璃和SK为调整剂、煤油为捕收剂,在1段和2段磨矿细度分别为-0.074 mm占70%和-0.045 mm占95%条件下,获得了钼品位为45.30%、钼回收率为84.16%的钼精矿和铜品位为14.28%、铜回收率为89.59%的铜精矿,为该矿石的开发提供了技术依据。     

山西某微细粒铁矿石选矿试验

山西某铁矿石铁品位为38.82%,铁矿物嵌布粒度微细,开发利用难度大。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了选矿试验。结果表明:原矿在磨矿细度为-0.076 mm占85%条件下经弱磁—强磁选,混磁精再磨至-0.038 mm占85%条件下,经1粗1精3扫反浮选,可获得精矿铁品位65.12%、回收率76.98%的指标。     

某低品位铜钼矿选矿试验研究

某低品位铜钼矿钼品位为0.093%、铜品位为0.033%,钼、铜均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。针对该矿石的特点,进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占50%条件下,以柴油+CF-1为捕收剂,制定了"原矿粗磨-铜钼混合浮选-粗精矿再磨-铜钼分离"工艺流程,获得了钼精矿品位50.30%、回收率84.50%,铜精矿品位17.53%、回收率59.75%的分选指标,试验结果可以为该矿石经济开发利用提供技术依据。     

华北某低品位铜钼矿石选矿试验

为解决华北某低品位斑岩型铜钼矿石的高效、低成本开发利用问题,在查明了矿石中主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿,原生硫化铜+次生硫化铜占总铜的97.10%,硫化钼占总钼的96.02%后,以钼矿物浮选新型捕收剂为研究核心,对该矿石进行了铜钼混合浮选试验。结果表明,该矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65%,铜钼混浮粗选捕收剂Mo+MC用量为12+3 g/t,矿浆调整剂石灰用量为1 500 g/t,起泡剂2#油用量为25 g/t,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可获得铜、钼品位分别为23.72%、1.044%,铜、钼回收率分别为87.22%、74.39%的铜钼混合精矿。     

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。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

四川某氟碳铈矿石选矿试验研究

四川某氟碳铈稀土矿石主要有用矿物为氟碳铈矿,有用矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含泥量大。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85%条件下,以水玻璃为调整剂、改性羟肟酸为捕收剂,经2粗2精1扫闭路浮选,可获得REO品位为42.30%、回收率为72.59%的浮选精矿,浮选精矿在背景磁感应强度为1.0 T条件下经1次脉动高梯度强磁选,可获得REO品位为60.20%、作业回收率为93.00%、对原矿回收率为67.10%的最终稀土精矿,从而实现该氟碳铈稀土矿石的有效分选。     

辽宁某难选钼矿石浮选试验

辽宁某难选钼矿石主要有用矿物为辉钼矿,脉石矿物为石英、长石、绿泥石、方解石、铝土矿等,矿石中主要有价金属元素为钼。为合理开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,采用原矿磨细至-0.071 mm占60%,在水玻璃用量为2 000 g/t、煤油用量为200 g/t、2号油用量为70 g/t条件下粗选,粗精矿细磨至-0.071 mm占94%,经3次精选,粗选尾矿经1次扫选的流程,可以获得钼品位为45.25%、回收率93.56%的钼精矿,为合理开发利用该矿石提供了依据。     

贵州某含硫微细粒浸染型金矿石选矿试验

贵州某含硫微细粒浸染型金矿石中金主要以硫化物包裹金形式存在,载金硫化矿物嵌布粒度细并与脉石矿物共生密切,需细磨才能使硫化物较好地单体解离,而脉石矿物多为易泥化的碳酸盐及黏土类矿物,细磨会产生大量矿泥,降低浮选指标,因此采用两段阶段磨矿-阶段浮选工艺进行选矿试验。结果表明：在一段磨矿细度为 -0.074 mm占80%时,以(NH₄）₂SO₄+CuSO₄为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精一段浮选,一段浮选尾矿磨细至-0.074 mm占95%,经1粗3精3扫二段浮选,获得的混合精矿金品位为50.79 g/t、回收率为88.31%,可以为该矿石的开发利用提供依据。     

蒙古国某低品位稀土矿石选矿试验

蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%，矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中，粒度一般为0.005~0.20 mm，矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状，采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺，在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下，以碳酸钠为调整剂，水玻璃为抑制剂，F-716为捕收剂，经1粗2精1扫闭路浮选工艺，获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标，为该稀土矿石资源工业利用提供了依据，可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。     

湖南某钼铋多金属矿选矿试验研究

湖南某多金属矿含钼0.07%,含铋0.17%。矿石中钼主要以硫化钼形式存在,铋主要以硫化铋形式存在,其次为自然铋,硫化钼占总钼的95.04%,硫化铋占总铋的68.42%,自然铋占总铋的21.64%。为确定矿石钼铋合理回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下,以水玻璃为抑制剂、BK205为捕收剂经1粗3精2扫钼铋等可浮选,钼铋混合精矿以硫化钠为抑制剂、水玻璃为分散剂、煤油为捕收剂经1粗4精2扫钼铋分离浮选,选钼粗精矿以硫酸为pH调整剂、水玻璃为分散剂、SN-9为捕收剂经1粗2精2扫脱硅浮选,获得了钼精矿钼品位48.22%、回收率81.07%,脱硅铋精矿铋品位52.12%、铋回收率58.37%,铋中矿铋品位2.62%、回收率3.23%的良好浮选指标。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

云南某氧化锌矿石选矿试验

云南保山某氧化锌矿石锌含量为6.56%,脉石矿物主要为白云石、方解石、石英等。矿石含泥量较高,会对浮选造成不利影响。为给该矿石开发利用提供技术依据,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占92.40%条件下,以水玻璃和六偏磷酸钠为调整剂、硫化钠为活化剂、乳化十八胺为捕收剂,经1粗3精2扫闭路浮选,获得了锌品位为32.72%、回收率为75.43%的精矿。     

宽甸某低品级菱镁矿立式辊磨-浮选试验研究

辽宁宽甸某低品级菱镁矿石MgO、SiO₂、CaO含量分别为45.23%、3.36%、0.98%,主要脉石矿物为石英、滑石、白云石、方解石等。为开发利用该矿石,对其进行了立式辊磨-浮选试验研究。结果表明：在给矿粒度为-12 mm时、使用MPS32立式辊磨机在转盘转速为24.5 r/min、单辊压力为2 100 kN条件下进行磨矿,获得的产品细度为-0.074mm占81.6%,然后以十二胺为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2精开路反浮选脱硅,反浮选精矿以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃和六偏磷酸钠为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗1精正浮选提镁,可以获得MgO含量为47.24%、SiO₂含量为0.27%、CaO含量为0.29%、MgO回收率为65.14%的菱镁矿精矿。试验取得了较好的分选指标,可以为该菱镁矿的开发利用提供依据。