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。     

用电化学调控浮选方法提高某难选镍矿选矿指标

陕西某镍矿石属岩浆熔离型低品位硫化镍矿石,镍品位为0.53%。由于矿石中的主要脉石矿物蛇纹石和滑石易泥化、可浮性好,且有用矿物和脉石矿物难以充分单体解离,因此,现场采用3粗2扫1精1扫精、中矿顺序返回闭路流程仅能获得镍品位为5.12%、镍回收率为68.40%的镍精矿。为提高资源的利用率和企业的效益,对该矿石进行了电化学调控浮选试验。结果表明,以DHN为电化学调控剂,在磨矿细度和选矿工艺流程不变的情况下,获得了镍品位为5.20%、镍回收率为73.78%的镍精矿,与现场精矿比较,镍品位提高了0.08个百分点,但镍回收率大幅度提高了5.38个百分点。该提高精矿指标的方案不仅效果突出,而且便于在现场实施。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

蒙古某铁闪锌矿石选锌流程优化

蒙古某高铁、高硫铁闪锌矿石中金属矿物主要有磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿等,闪锌矿呈不规则粒状分布,与黄铁矿、磁铁矿等嵌布关系密切,现场采用1粗3精2扫、精选1尾矿返回至磨矿的中矿顺序返回流程选锌,生产指标偏低。为改善选锌指标,进行了选锌药剂用量及闭路流程优化前后选锌效果对比试验。结果表明,在相同药剂制度情况下,模拟现场闭路流程可取得锌品位为50.98%、回收率为91.10%的锌精矿;将现场扫选1精矿也返回磨矿的优化流程可取得锌品位为52.02%、回收率为92.39%的锌精矿,工艺流程的优化使锌精矿锌品位和锌回收率分别提高了1.04和1.29个百分点。     

高硫低萤石铁尾矿的浮选回收试验

为了从某高硫低萤石铁尾矿中高效回收有用矿物,先比较了先浮萤石再浮硫工艺和先浮硫再浮萤石工艺的优劣,并对理想工艺进行了进一步的试验研究。结果表明,以硫酸铜为活化剂、丙基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂1粗1精优先浮硫,以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、改性脂肪酸BF-1为捕收剂1粗7精、粗精矿再磨(-325目95%)、中矿1～中矿4进入尾矿、中矿5～中矿7集中返回精选1的流程再浮选萤石,获得了S品位为39.52%、S回收率为36.15%、CaF_2含量35.49%的硫精矿和CaF2品位为95.33%、CaF_2回收率为38.56%、S含量0.04%的萤石精矿。     

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。     

新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究

针对新疆某低品位铜镍矿矿石性质的特点,采用1粗2扫2精铜镍混浮、1粗1扫铜镍分离、中矿顺序返回的闭路试验流程,铜镍混浮以CMC与水玻璃的组合为脉石矿物抑制剂、异丁基黄药为捕收剂、A8为辅助捕收剂,铜镍分离以活性炭为脱药剂、石灰与T12的组合为镍矿物抑制剂、Z-200为捕收剂,获得了铜品位为27.03%、铜回收率为67.79%、含镍0.93%的铜精矿,以及铜品位为3.79%、镍品位为5.59%、铜回收率29.14%、镍回收率70.82%的铜镍混合精矿。     

河北某磁选铁精矿反浮选提铁降硅试验

河北某铁矿选矿厂磁选粗精矿粒度较细,单体解离情况较好,但二氧化硅含量较高,采用弱、强磁精选工艺难以剔除。对现场的磁选粗精矿进行了反浮选提铁降硅研究。结果表明,以淀粉+腐殖酸钠（质量比为2∶1）为铁矿物组合抑制剂,OXP+C-1（质量比为5∶1）为脉石矿物组合捕收剂,采用1粗1扫2精、中矿顺序返回流程处理该磁选粗精矿,可获得铁品位为65.17%、回收率为88.14%的铁精矿。     

陕西某钼矿石选矿新工艺研究

陕西某低品位钼矿石中主要含钼矿物为辉钼矿,辉钼矿呈微细粒嵌布在脉石矿物中。现场采用一段磨矿-1粗1精2扫、二段磨矿-9精2精扫、中矿顺序返回流程处理该矿石,仅能获得钼品位50%左右、钼回收率80%左右的钼精矿。为进一步改善分选指标,对该矿石进行了选矿新工艺研究。结果表明,采用一段磨矿-1粗1精2扫、二段磨矿-5精2精扫、三段磨矿-4次精选、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得的钼精矿钼品位为54.23%、钼回收率为89.70%,精矿指标得到了显著提高。     

分散剂对鞍山某磁选铁精矿反浮选的影响

分析了鞍山某难选铁矿石磁选精矿的矿物组成和粒级分布,着重研究了适用于试样反浮选的分散剂种类及用量,并采用SEM和EDS等手段分析了铁矿物与脉石矿物的分离机理。研究结果表明,水玻璃能较好地脱除罩盖、吸附在矿物表面的脉石矿物细颗粒,并使细粒聚团得以分散,从而实现目的矿物与非目的矿物的选择性分离。铁品位为42.88%的磁选精矿经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路流程反浮选,可以获得铁品位为66.26%、回收率为70.23%的优质铁精矿。     

从白云鄂博尾矿中浮选回收稀土

包钢白云鄂博选矿厂尾矿库内尾砂(-0.074 mm占41%)稀土含量丰富,主要稀土矿物为氟碳铈矿,REO品位为6.00%。为开发利用该尾矿中的稀土资源,采用浮选工艺进行了稀土回收试验。结果表明,采用浮选工艺回收试样中的稀土矿物是可行的;在磨矿细度为-0.074 mm占98%、矿浆pH=9(自然pH)条件下,以水玻璃和草酸为调整剂、8#药为捕收剂、2#油为起泡剂,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回流程处理试样,可获得REO品位为22.23%、回收率为72.21%的稀土精矿,试验指标较好,可作为回收白云鄂博选矿厂尾矿中稀土资源的依据。     

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。     

某微细粒嵌布金矿石浮选试验研究

某金矿石中的金矿物主要以自然金的形式存在,其颗粒细小,属于微细粒金,且与脉石关系密切,同时矿石中又含有一定量的粘土矿物,对分选不利。对该矿石采用浮选法富集金矿物,通过2次粗选、1次扫选和2次精选,在原矿金品位为3.82 g/t的情况下,获得了精矿金品位为63.80 g/t,金回收率为92.08%的较好试验指标,     

包钢稀土尾矿中稀土矿物的浮选再回收

包钢稀土尾矿中的稀土矿物有较高的再回收价值。对-74 μm粒级产率为77.73%、REO品位为5.97%、主要稀土矿物氟碳铈矿和独居石含量分别达4.10%和3.80%的包钢稀土尾矿试样进行了浮选再选试验。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%,粗选矿浆浓度为40%,矿浆温度为30 ℃,粗选NaOH用量为3 000 g/t,水玻璃用量为2 000 g/t,H205+LD用量为400+300 g/t情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理试样,获得了REO品位为45.08%、REO回收率为75.27%的稀土精矿。     

含易浮钙镁矿物的某黄铜矿的浮选试验

某低品位铜矿石中易浮钙镁矿物含量非常高,磨矿过程中这些钙镁矿物极易泥化,罩盖在黄铜矿等矿物颗粒表面,影响铜矿物的正常选别。为了解决该矿石的高效分选问题,采用泥、矿分选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-74μm占52%的情况下进行脱泥浮选,矿泥经1粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,槽内产品再磨至-74μm占75%的情况下经1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为18.13%、回收率为80.86%的铜精矿。良好的试验指标表明,该闭路流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

河北某铁尾矿选磷试验

河北某选铁厂弱磁选尾矿中的含磷矿物主要为磷灰石,磷灰石矿物在细粒级和微细粒级中有明显的富集现象,且单体解离情况较好,具有综合回收价值。为了提高资源的综合利用率,降低磷矿物外排对环境造成的潜在威胁,对现场铁尾矿试样进行了浮选选磷试验。结果表明,试样磨至-0074 mm占48%后,经1粗2扫4精、中矿顺序返回流程处理,最终获得了P2O5 品位为3465%,回收率为8883%的磷精矿。     

某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验

针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。     

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。     

某低品位碳酸锰矿石浮选工艺研究

对某地低品位碳酸锰矿进行了主要化学成分和锰物相分析,并以油酸为主要捕收剂、SDBS为增效剂、水玻璃为石英等硅酸盐矿物的抑制剂、碳酸钠为矿浆pH调整剂对该矿石进行了浮选工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了锰品位为17.10%、锰回收率为87.65%的锰精矿。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。