某锌铁多金属矿石选矿工艺研究

对某锌铁多金属矿石进行了系统的工艺参数优化试验研究。分选指标表明,新型捕收剂ZC对闪锌矿具有较好的选择性和很强的捕收能力。在优化操作条件下,采用浮-磁工艺流程,闭路试验获得了极佳的锌铁分选指标:锌精矿品位和回收率分别为59.19%和98.06%;银和铟富集于锌精矿中,回收率分别为96.28%和71.32%;铁精矿品位和回收率分别为65.30%和66.62%。     

安徽李楼镜铁矿低温捕收剂反浮选试验研究

在CY脂肪酸类捕收剂低温条件试验的基础上,对李楼低磷低硫的单一酸性中贫氧化铁矿浮选给矿样进行了浮选试验研究。结果表明,在氢氧化钠用量1 000 g/t、淀粉用量400 g/t、氧化钙用量400 g/t、浮选温度20℃的条件下,获得精矿铁品位66.61%、铁回收率93.50%的分选指标;在浮选温度为35℃的条件下,对该矿石开展了浮选分离试验研究,可获得精矿铁品位67.05%、铁回收率93.71%的指标。综合比较分选结果可知,低温浮选可获得与高温浮选接近的分选指标。     

新型无机活化剂X-43在载锗闪锌矿浮选中的应用

对贵州某载锗闪锌矿进行了锌活化剂优化试验研究, 用新型无机活化剂X-43与传统活化剂硫酸铜进行了对比。在石灰用量1 500 g/t、X-43活化剂用量700 g/t、捕收剂用量150 g/t的最佳条件下, 锌精矿中锌的品位和回收率分别为52.87%和67.24%, 锗的品位和回收率分别为715.30 g/t和63.36%。与使用硫酸铜相比, 使用X-43获得的锌精矿中锌品位高0.83百分点, 锌回收率高4.27百分点; 锗品位高8.4 g/t, 锗回收率高6.79百分点。试验结果表明, 相比传统的活化剂硫酸铜, 新型活化剂X-43的活化能力更强, 选择性更好。      

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅-活化选锌-硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1 732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1 430.97 g/t、回收率80.70%。     

某银、铅、锌多金属矿的浮选试验研究

该复杂多金属矿银、铅和锌品位分别为184 g/t、0.56%和2.56%,银优先浮选的试验结果表明,难以获得高品位的银精矿,推荐铅锌依次优先浮选流程,将银矿物富集到铅精矿中,获得银铅精矿、锌精矿。实验室闭路试验结果为:银铅精矿的银品位8 978 g/t、铅品位48.53%,相应的银回收率71.73%、铅回收率91.59%;锌精矿的银品位875 g/t、锌品位45.28%,相应的银回收率22.46%、锌回收率84.69%。银铅精矿和锌精矿中银回收率相加得银的总回收率为94.19%。     

某复杂高砷铜锌矿分选试验研究

针对某高砷复杂铜锌多金属矿,采用优先浮选工艺实现了高效分选。以自主研制的ZY为锌抑制剂,实现了铜锌矿物的有效分离;以自主研制的SY为砷抑制剂,降低了有用矿物中有害元素砷的含量。实验室最终获得的分选指标如下:铜精矿品位22.14%,铜回收率87.45%。锌精矿品位45.61%,锌回收率90.14%。银在铜精矿中的品位为890g/t,回收率66.45%,在锌精矿中的品位为105g/t,回收率12.27%,银总回收率为78.72%。     

内蒙古某银锌矿选矿试验研究（增刊）

内蒙古某银锌矿为含低品位铅锌的硫化银矿石,其中银品位为151.1g/t, 铅、锌品位分别为0.27%和0.56%,硫含量为1.30%,鉴于矿石中铅品位比较低,难以单独富集为铅精矿,采用原矿优先选银（铅）-选银（铅）尾矿锌硫混选-锌硫分离工艺进行试验,最终可以获得银品位为9848.81g/t、铅品位为17.41%,银、铅回收率分别为85.40%和88.46%的银精矿,其中锌含量为4.00%、硫含量为34.77%;可以获得锌品位50.95%,锌回收率为66.71%的锌精矿,其中银、铅和硫的含量分别为801.41g/t、0.44%和33.25%。试验指标比较理想。     

云南某复杂铅锌银硫化矿综合回收试验研究

根据云南某复杂铅锌银多金属硫化矿石的原矿性质进行浮选试验研究。采用石灰抑制含铁矿物,新型抑制剂YZN抑制锌,新型捕收剂BPB捕收铅;以硫酸铜作为选铅尾矿中锌矿物的活化剂,丁基黄药作为锌矿物捕收剂,可以实现铅锌的高效分离,同时将大部分伴生银富集到铅、锌精矿中。在开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验,获得铅精矿品位50.45%、铅回收率86.16%,锌精矿品位50.38%、锌回收率71.80%的选别指标,银在铅精矿中的品位及回收率分别为3062.33 g/t和60.63%,银在锌精矿中的品位及回收率分别为1 008.48 g/t和19.34%。     

四川某硫化铅锌矿石铅浮选工艺优化研究

四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25#黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。     

西北某含银铅锌矿的选矿试验研究

针对西北某含银铅锌矿矿石性质特点,提出采用铅部分优先—铅锌混合浮选工艺流程,配合采用选择性好的铅矿物新型捕收剂D25和新型锌抑制剂T8,较好地实现了该矿石的综合回收。实验室小型闭路试验获得铅精矿中铅、银的品位分别为70.11%、5 886.6 g/t,回收率分别为49.37%、31.85%;铅锌混合精矿中铅、锌、银的品位分别为15.24%、45.06%、2846.4g/t,回收率分别为44.90%、92.92%、64.44%;铅、银总回收率分别为94.27%、96.29%的较好指标。     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选 分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。     

响应曲面法优化褐铁矿精矿回收率工艺参数的研究

针对老挝某难选褐铁矿,采用“还原焙烧-弱磁选”工艺流程选铁,首先进行了原矿还原焙烧单因素试验,研究了焙烧温度、焙烧时间和碳粉用量对精矿品位及回收率的影响,结果表明,原矿经充分还原焙烧后磁选,铁精矿铁品位均达到61%以上。在单因素试验基础上,借助响应曲面法建立模型设计实验方案,对还原焙烧工艺参数进行优化,探讨三因素交互作用对精矿回收率的影响,得到优化后的还原焙烧工艺条件为:焙烧温度873 ℃、焙烧时间75 min和碳粉用量2 g(相对50 g原矿),在优化条件下进行验证试验,精矿回收率达到91.99%。验证试验结果表明,实际试验值与优化预测结果相差1.09%,该试验模型可信度较高。     

从山西某金矿尾矿中回收金锌试验研究

介绍某金矿堆存尾矿综合回收金锌工艺试验研究,采用混合粗选、混合粗精矿顺序浮选金锌的工艺流程处理该尾矿,最终获得含金34.28 g/t、含锌10.36%、金回收率62.93%的金精矿,含金2.18 g/t、含硫37.86%、硫回收率73.46%的硫精矿,含锌45.62%、含金1.12 g/t,锌回收率67.47%的锌精矿,有效地解决了金锌分离,实现了二次资源的综合利用,对该矿可持续发展具有重要的现实意义。     

某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿中方解石含量高,方解石与萤石分离较为困难。以皂化油酸为捕收剂、硫酸铝和水玻璃组合为调整剂、PG为选择性抑制剂,进行了浮选试验研究,确定了磨矿细度-0.075 mm粒级占85%、矿浆pH值6~6.5、硫酸铝用量1 200 g/t、水玻璃用量600 g/t、皂化油酸用量600 g/t、PG用量1 300 g/t等主要粗选试验条件,闭路试验获得品位97.24%、回收率70.66%的萤石精矿,很好地实现了萤石和方解石的分离。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时,在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出,并进行铜硫分离回收铜、金;然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿,硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比,优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点,铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点,硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

某硫化铜钼矿石的浮选试验研究

针对西藏某铜钼矿石进行了浮选工艺试验研究。采用铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程及适宜的药剂制度,小型闭路试验获得了钼精矿品位45.34%、钼回收率74.82%,铜精矿品位31.75%、铜回收率96.39%,其中铜精矿含金18.05 g/t、含银347.70 g/t、金回收率49.41%、银回收率68.91%。     

某金矿尼尔森重选试验研究

通过全重选工艺流程对某金矿进行回收利用,采用正交试验法研究了给矿浓度、冲洗水流量、离心力对金精矿品位、回收率、尼尔森重选粗选作业选矿效率的影响,从而确定尼尔森重选的最佳工艺参数。结果表明,当矿浆浓度25%、冲洗水流量3.5 L/min、离心力120G时,采用尼尔森一次粗选一次扫选,可使尾矿金含量降到0.16 g/t,损失率为10.29%,选矿指标理想。     

河北某地低品位银锰矿选矿工艺研究

对河北某低品位银锰矿采用强磁选-浮选工艺, 试验结果表明, 在原矿含银210.8 g/t, 磨矿细度为-0.074 mm粒级占30%, 磁场强度955.4 kA/m的条件下, 获得强磁精矿含银595.7 g/t, 浮选银精矿品位7 328.0 g/t, 锰矿泥含银288.7 g/t, 总回收率81.44%, 3种精矿合起来的平均银品位为586.8 g/t, 且工艺简单, 易于工业实现。