豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。      

云南某低品位铜矿选矿试验

为合理回收含铜为0.33%的云南某低品位铜矿,在矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 85%、组合捕收剂丁基黄药和Z-200(质量比1∶1)用量为80 g/t、2~#油用量为30 g/t、精选石灰用量为300 g/t的最优条件下,通过铜硫混浮—粗精矿再磨浮选工艺流程,最终获得了精矿铜品位为16.48%,铜回收率为82.42%的较好指标。     

湖南某萤石矿抑钙提质优化试验

为了降低生产现场萤石精矿中碳酸钙的含量,提高萤石精矿品质,对现场磁选选铁—浮硫—浮钨的尾砂进行萤石浮选优化。通过试验可知最佳粗选条件：给矿细度-0.074mm质量分数占68.09%,混合碱调pH=9.5,水玻璃用量2kg/t,CYP用量200g/t时,可获得碳酸钙含量较低的萤石粗精矿。在此基础上还探索了新型药剂SZ-1对碳酸钙的的抑制效果,在最佳试验条件下进行了1粗7精1扫浮选闭路浮选试验,最终获得了CaF₂含量92.61%,CaCO₃含量3.89% ,CaF₂回收率64.32%,CaCO₃回收率8.59%的萤石精矿。     

安徽某硫化铜锌矿石选矿试验

安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。     

塞尔维亚某铜金矿选矿工艺设计

塞尔维亚某铜金矿石按铜金品位的差异可分为高硫铜金矿石、高硫富铜金矿石。为实现矿山的高效、稳定、连续生产,根据前期研究成果进行了选矿厂工艺流程设计,选矿厂设计规模为1万t/d,服务年限为13 a,前3年处理高品位矿石,第4～13年处理低铜矿石。井下粗碎产品（F100=250 mm）进行1段半自磨1段球磨,产品粒度-0.074 mm70%;高铜矿石采用1粗2扫1精浮选流程,低铜矿石采用铜快速优先浮选+铜硫混浮+铜硫混合精矿再磨浮选工艺,流程结构为1快浮1粗2扫、混合精矿再磨后2精2精扫浮选流程;精矿采用浓缩+压滤两段脱水工艺流程;尾矿浓密机浓缩至浓度为55%后一部分泵送至充填站进行井下充填,剩余部分泵送至尾矿库湿排法堆存。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

新疆某硫化铜矿选矿试验

根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收。为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60%,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35+25)g/t,石灰用量为2 000～3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55%、回收率为93.76%的铜精矿和硫品位为38.84%、回收率为52.37%的硫精矿,试验技术指标理想。     

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。     

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。     

铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿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,根据矿石性质,采用铜硫等可浮—硫浮选—磁选和铜硫等可浮—磁选—铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—硫强化浮选—磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—磁选—铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—磁选—铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现...     

黔西南某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

贵州西南地区某碳酸盐型萤石矿品位低,脉石矿物主要为方解石和石英,矿石中碳酸钙和二氧化硅含量总和达44.59%。采用酸化水玻璃及有机抑制剂组合共同抑制石英及方解石等脉石矿物,以自制油酸作捕收剂,进行了浮选试验。通过粗选条件试验,确定了最佳的粗选条件为:磨矿细度-0.074mm占75%,碳酸钠用量1000g/t,水玻璃用量300g/t,油酸用量300g/t,Df03用量100g/t。在此基础上,采用一粗一扫四精浮选流程进行了闭路试验,获得CaF2、CaCO3、SiO2品位分别为95.52%,1.31%,1.07%,回收率分别为91.20%,3.19%,1.76%的萤石精矿,达到化工需求的萤石精矿三级标准。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究#br#

某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30 ℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究

某石英型萤石矿石的CaF_2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF_2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

安徽某钼矿选矿试验

对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。     

安徽某钼矿选矿试验

对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。     

新疆某金矿石浮选工艺优化试验

新疆某金矿石金品位2.00 g/t,砷含量较低,硫和铁含量较高,金矿物主要赋存于硫化矿和脉石矿物中。为有效回收矿石中的金,进行浮选工艺优化试验。结果表明,相比金粗精矿不再磨工艺,选取丁铵黑药为金矿物捕收剂、石灰为砷矿物抑制剂、氯化铵为金矿物活化剂,原矿磨矿(-0.074 mm 75%)—2粗2扫—金粗精矿再磨(-0.025 mm 85%)—3次精选工艺闭路流程可获得金品位40.63 g/t、回收率70.70%,含砷0.07%、砷回收率2.71%的合格金精矿,说明金粗精矿再磨浮选工艺适宜作为该金矿石的选别工艺。     

贵州某中低品位萤石矿浮选试验研究

贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明：矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。     

青海某含铜多金属硫化矿石选矿试验

青海某含铜多金属硫化矿石铜、铅、锌、金、银含量分别为1.82%、1.87%、1.78%、0.44 g/t和55.00 g/t,属于典型的含金银高铜低铅锌多金属硫化矿石。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85%、铜铅混合精选1尾矿与扫选精矿合并再磨细度为-0.037 mm占80%的情况下,采用1粗2精1扫铜铅混合浮选、中矿再磨后1粗1精1扫铜铅混浮、铜铅混浮精矿1粗2精1扫抑铅浮铜铜铅分离、铜扫选尾矿1粗1精1扫选铅、1粗3精1扫抑硫浮锌、其余中矿顺序返回流程处理矿石,最终获得铜品位为26.44%、含铅3.93%、含锌3.88%、铜回收率为91.46%的铜精矿,铅品位为58.17%、含铜0.60%、含锌5.82%、铅回收率为62.16%的铅精矿,以及锌品位为50.48%、含铜1.95%、含铅2.63%、锌回收率为70.46%的锌精矿,矿石中的金、银高效富集在铜精矿和铅精矿中。     

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。     

含金银复杂多金属高硫铜矿粗矿再磨浮选回收铜金银硫

某铜金银多金属复杂高硫铜矿铜品位2.52%,含S 27.59%,伴生Au、Ag分别达7.8g/t、585.8g/t,金属回收价值高,硫化矿含量接近60%,铜硫分离困难。采用混合浮选技术,在粗磨基础上,对粗精矿进行再磨处理,药剂制度上采用新型抑制剂STY和CaO组合使用,并且加入少量硫化钠与活性炭进行脱药处理。采用单因素方法探索了药剂用量和药剂制度对浮选效果的影响。结果表明,在脱药剂(活性炭+Na_2S)用量为(1 500+100)g/t、石灰4 500g/t、STY 1 200g/t最佳药剂制度条件下可得到铜品位21.27%、回收率高达92.43%,含银高达4 115.8g/t、含金达34.9g/t的铜精矿,硫品位45%、含金7.5g/t、含银153.2g/t的硫精矿;铜硫分离效果很好,有价金属铜、硫、金、银均可得到高效回收。