广西某高硫低品位碳酸锰矿选矿试验研究

广西某低品位锰矿石含锰7.34%、含硫6.47%,锰主要以碳酸锰形式存在。针对矿石性质,对锰的回收进行了浮选、跳汰重选、摇床重选、湿式强磁选探索试验,试验结果表明,湿式强磁选是处理该矿合理的工艺流程。通过一次粗选、两次精选、一次扫选强磁选、中矿返回再选的试验流程,获得锰品位17.24%、硫品位4.81%、锰回收率81.11%的磁精矿,将磁精矿磨矿至-74μm占90%,进行一次粗选一次扫选脱硫,最终获得锰品位19.72%、硫品位0.78%、锰回收率80.25%的锰精矿。     

山西某低品位铁矿石选矿试验

为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明：①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块（-75 mm）中磁干抛-粉矿（-12 mm）弱磁干式预选-一段磨矿（-200目55%）-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿（-200目95%）-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

马来西亚某高硫铜矿磁选-浮选工艺试验研究

采用磁选-浮选联合工艺回收马来西亚某高硫铜矿中的铜,在磁场强度1.0 T条件下经过2次磁选预处理,磁选精矿经一粗二精浮选得到铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1,磁选尾矿经二粗三精一扫浮选得到铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2,铜总回收率为60.68%,实现了铜硫分离。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究

西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。     

某微细粒难选铜矿选矿试验研究

对某铜品位0.75%的微细粒难选铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-铜粗精矿再磨精选的联合流程,闭路试验获得了铜品位23.57%、铜回收率83.23%的铜精矿。     

内蒙古某高硫高砷难处理铜铅锌矿石选矿工艺试验研究

内蒙古某铜铅锌硫化矿石中铜、铅、锌含量分别为0.26%、0.72%、4.60%,硫、砷含量分别为13.14%、2.49%,属于高硫高砷难处理硫化矿石。为实现矿石中铜、铅、锌、硫的有效回收,避免传统高碱法带来的一系列问题,开展了铜铅混浮、磁选脱硫、锌浮选条件试验研究。在此基础上,经"铜铅混浮(粗精矿再磨精选)—铜铅混合尾矿磁选脱硫—锌浮选"全流程闭路试验,最终可获得铜、铅、银品位分别为9.27%、40.53%、4 397.76 g/t,铜、铅、银回收率分别为59.22%、88.93%、74.05%的铜铅混合精矿,及锌品位45.94%、锌回收率93.10%的锌精矿,选别指标良好,实现了铜、铅、锌及伴生银的有效回收,降低了精矿中有害杂质砷的含量。     

湖北某高硫铁矿选别试验研究

系统研究了某高硫铁矿降低铁精矿中硫含量的选别工艺。根据降硫工艺的先后顺序, 采用先磁选再降硫和先降硫再磁选两种工艺流程。先磁选后降硫工艺, 采用再磨磁选和浮选两种方法降硫, 再磨磁选降硫工艺得到铁精矿品位67.08%(含硫0.14%), 回收率91.91%; 浮选降硫工艺得到铁精矿品位64.90%(含硫0.13%), 回收率91.90%。先降硫后磁选工艺得到铁精矿品位63.19%(含硫0.13%), 回收率88.43%。推荐先磁选后降硫工艺。     

赞比亚某硫化铜矿选矿试验研究

赞比亚某硫化铜矿铜品位1.57%,含铜矿物以黄铜矿、斑铜矿为主,脉石矿物以白云母、石英、黑云母为主。对该硫化铜矿进行了选矿试验研究,结果表明:矿石在磨矿细度-74μm粒级占70%条件下,采用石灰作调整剂、丁基黄药作捕收剂、松醇油作起泡剂,经过一粗一精一扫闭路浮选流程,可获得铜品位33.86%、铜回收率97.37%的铜精矿,选矿工艺流程及药剂制度较简单,选矿指标较好。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

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。     

湖南某锑矿浮选工艺研究

对湖南某锑矿进行了浮选工艺研究, 确定了最佳工艺参数和工艺流程, 在-0.074 mm粒级占70%的磨矿细度下, 采用“一粗一精二扫、中矿顺序返回”闭路流程, 得到了锑精矿含锑49.38%、锑回收率95.33%的浮选指标, 为选矿厂设计提供了技术依据。     

青海某铜多金属矿选矿试验研究

对青海某铜品位1.00%、钼品位0.067%、金含量3.04 g/t的铜多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜钼等可浮-铜钼分离-铜钼等可浮尾矿选硫的工艺流程,闭路试验获得了钼精矿钼品位48.52%、钼回收率86.49%,铜精矿铜品位19.44%、铜回收率94.72%、铜精矿中含金57.10 g/t、金回收率90.44%,硫精矿硫品位36.56%、硫回收率32.84%。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。     

内蒙古某复杂含磁黄铁矿铜硫矿石的浮选

某复杂硫化铜硫矿石因磁黄铁矿含量较高,含铜矿物与磁黄铁矿嵌布较紧密,并且铜硫矿物嵌布粒度不均匀,常规选矿工艺难以获得较理想选矿指标。在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石的选矿工艺及药剂制度进行了详细的选矿试验。结果表明,采用"部分优先—铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨分离",并将部分优先浮选铜精矿返回铜硫分离精二中进行载体浮选的工艺,可获得铜品位19.91%、回收率95.20%的铜精矿,该工艺能显著提高铜回收率。研究结果对该矿石的生产工艺优化具有指导意义。