难选低品位铜硫矿石选矿试验

灵山多金属硫化矿是氧化程度较高的矿石，且伴生有易浮的闪放。采用铜矿部分混合及联合作用Ｈ２ＳＯ３、ＺｎＳＯ４、Ｎａ２Ｓ作闪放的抑制剂，较好地解决了铜锌浮选分离问题，获得了合格的铜精矿和硫精矿。     

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。     

云南某低品位难选铜钼矿可选性试验研究

根据云南某低品位难选铜钼矿在生产实践中指标不好的问题开展本次可选性试验研究。试验采用铜钼混选—铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程,最终取得了铜精矿品位23.04%、回收率89.94%,钼精矿品位47.24%、回收率67.23%较为理想的试验指标。     

江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。     

某难选铜矿石回收率的选矿新工艺研究

针对江西某难选铜矿石的特征,进行了合理的选矿工艺流程和新药剂制度的研究。试验研究表明,采用铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程,较大幅度地提高该难选铜矿石的分选指标,可获得品位21.15％、回收率83.62％的选铜技术指标。通过连续工业试验获得的选矿技术指标与原有的生产指标对比,新的浮选工艺制度可以提高铜品位1.07%和回收率18.33%。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。     

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。     

藏东某低品位铜钼矿石选矿试验

藏东某低品位斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.62%和0.028%,矿石中的主要金属矿物有黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黝铜矿、孔雀石、黄铁矿等,辉钼矿等微量,主要脉石矿物为石英等。矿石中铜钼矿物嵌布粒度微细,共生关系密切、复杂,铜钼分选回收难度大。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下进行1粗3精2扫铜钼混浮、铜钼混合精矿再磨至-0.045 mm占85%的情况下进行1粗4精2扫铜钼分离浮选,可获得铜品位为26.70%、铜回收率为87.23%的铜精矿和钼品位为47.59%、钼回收率为84.18%的钼精矿,高效地实现了矿石中铜、钼的回收与分离。     

某富含蛇纹石的低品位难选铜镍矿选矿工艺研究

针对某铜镍矿铜镍品位低,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系复杂,蛇纹石含量高等特征,开展了选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用预先脱除脉石-铜镍混合浮选流程,通过对含Ni 0.51%、含Cu 0.20%、含Co 0.02%的原矿进行选择性磨矿,利用MIBC预先脱除部分易浮脉石,碳酸钠作矿浆pH调整剂,CMC作MgO脉石的抑制剂,硫酸铜和丁基黄药分别作铜镍矿物的活化剂和捕收剂,全流程浮选闭路试验获得了含Ni 7.78%、Cu 2.91%、Co 0.24%,回收率分别为Ni 72.98%、Cu 66.57%、Co 51.29%的铜镍混合精矿。该工艺流程获得了较好的选别效果,实现了铜、镍、钴的有效回收。     

江西某铜银多金属矿选矿试验研究

本文根据江西某铜银多金属矿石的特点,进行了大量的探索试验研究。最终采用了铜硫混合浮选-铜硫混合精矿再磨-混合精矿铜硫分离的工艺流程,以及组合铜硫捕收剂丁胺黑药 丁基黄药,新型高效抑制剂DT-2#（主要成分为次氯酸钙）等。在确定了最佳粗选和精选条件后,进行了实验室小型闭路试验,获得了含铜22.49%,回收率达88.76%的铜精矿;含硫33.07%,回收率达到62.25%的硫精矿。回收有价金属银达88.16%,主要富集在铜铅精矿中,综合品位达到1595.47g/t。该试验较好的实现了铜、硫、银有价元素的综合回收。     

河北某低品位难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿因原矿品位低、萤石与石英嵌布粒度极细、有一定程度的风化而难选,原选矿生产只能获得CaF₂品位在88%左右的精矿,影响销售。为此,对该矿石重新进行了选矿工艺试验研究。试验针对矿石特点,采用一次精选精矿再磨、7次精选的浮选流程,可获得CaF₂品位为97.23%,SiO₂含量为2.36%,CaF₂回收率为70.56%的萤石精矿,提高了精矿质量,为企业扩大产品市场空间提供了技术支持。     

某低品位难处理银铅锌矿石浮选试验#br#

某低品位银铅锌多金属硫化矿石含银74 g/t、铅0.36%、锌0.82%。银矿物以脆银矿和辉银矿为主,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,主要脉石矿物为石英,其次是白云母、绿泥石和钾长石。矿石中银铅锌矿物均部分被氧化,大部分铅锌矿物嵌布粒度较粗,少部分嵌布粒度微细,银在铅、锌、硫等矿物中均有分布,且嵌布粒度较细。为确定矿石的选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用银铅混浮再浮锌最后选硫工艺处理矿石,可获得含银8 515 g/t、含铅51.64%、含锌4.61%、银回收率42.41%、铅回收率56.04%、锌回收率2.15%的银铅精矿,含锌45.47%、含银1 692 g/t、含铅3.48%、锌回收率69.63%、银回收率27.71%、铅回收率12.42%的锌精矿,以及含硫43.79%、含银781 g/t、硫回收率10.56%、银回收率5.63%的硫精矿。     

龙桥铁矿低品位铜硫分离选矿试验研究

针对龙桥铁矿铜硫混合精矿的特点,通过对其进行再磨,磨矿细度-45μm占88.00%,经过一次粗选,一次精选和一次扫选的选别流程,使铜、硫精矿品位和回收率分别达到了20.84%、90.54%和49.48%、94.85%的较好指标,有效地解决了混合精矿中铜硫分离困难的问题。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究

在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上, 比较了铜硫混选-铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结果表明, 采用直接浮选不分离工艺, 经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选, 可以获得含铜21.00%、回收率87.73%的铜精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁, 可以获得铁品位55.89%、铁回收率21.59%的铁精矿。     

河北某难选锌铁矿石选矿试验

河北某锌铁矿石可回收利用的金属元素主要为Zn、Fe,并伴生可综合回收的Ag、Cd,但矿石性质复杂,主要有用矿物闪锌矿和磁铁矿嵌布粒度细,与脉石矿物解离困难,属较难选锌铁矿石。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:在-0.074 mm占85%的磨矿细度和-0.038 mm占70%的粗精矿再磨细度下,以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂、原矿经1粗2扫4精闭路浮选,可获得锌品位为49.15%、锌回收率为91.01%的锌精矿,Ag、Cd富集于锌精矿中,品位分别为162 g/t、0.25%,回收率分别为58.12%、92.58%;浮选尾矿经弱磁粗选—粗精矿再磨至-0.043 mm占82%后2次弱磁精选,可得到铁品位为63.18%、铁回收率为56.09%的铁精矿。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。