贵州某金矿选矿试验研究

根据贵州某金矿的矿石特点, 对其进行了再磨工艺研究, 对比了粗精矿再磨、中矿再磨、粗选总尾矿再磨等工艺方案。试验结果表明, 在一段磨矿粒度-0.074 mm粒级占90.58%条件下, 中矿再磨再选后直接抛尾, 可得产率为16.78%、金品位25.54 g/t、金回收率86.80%的金精矿, 试验技术指标较好。试验结果可为矿山开发提供合理、可靠的选矿工艺技术依据。     

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。     

黑龙江萝北某石墨矿石选矿试验

黑龙江萝北某鳞片状低品位石墨矿石矿物嵌布关系复杂,矿石硬度较大。为确定该资源的节能、高效开发利用方案,对有代表性矿石进行了选矿试验。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm占90.06%的情况下,以石灰（1 000 g/t）为黄铁矿抑制剂、煤油（460 g/t）为石墨捕收剂、2^#油（70 g/t）为起泡剂进行1次粗选,粗精矿经5阶段再磨再选（最后一次再磨产品为2次连续精选）,中矿1直接抛尾,中矿2、中矿3合并返回粗选,中矿4～中矿6返回与精矿1合并入再磨2的闭路流程处理该固定碳含量为13.12%的石墨矿石,可获得固定碳含量为97.50%、回收率为90.63%、-0.074 mm占76.70%的优质石墨精矿,达到 GB/T3518－1995中石墨精矿最高质量等级标准。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选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85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究

针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。     

贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,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55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。     

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。     

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。     

某含硫铝土矿石高效、低耗分选工艺研究

为了高效、低耗开发利用广西某含硫低品位铝土矿石,采用阶段磨矿与分级浮选相结合的工艺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65%的情况下采用1粗2扫3精、中矿顺序返回流程脱硫,脱硫尾矿中的+0.074 mm粒级1次浮选粗粒铝土矿,粗粒铝土矿浮选尾矿再磨至-0.074 mm占96%的情况下与脱硫浮选尾矿中的-0.074 mm粒级合并1粗2扫3精浮选细粒铝土矿,最终获得S品位为40.54%、Al2O3含量为25.12%、Si O2含量为8.54%、S回收率为81.32%的硫精矿,以及Al2O3含量为65.17%、Si O2含量为8.13%、S含量为0.28%、铝硅比为8.01、Al2O3回收率为79.56%的铝土矿精矿。     

江西某铜矿铜浮选工艺优化研究

江西某铜矿石受铜氧化率升高的影响，选矿厂生产指标不太理想，为解决现场工艺流程的不适应问题，在使用新捕收剂W 1的基础上，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64%情况下，采用2粗2扫、粗精矿中的+0.074 mm粒级再磨至-0.074 mm占965%情况下与筛下合并进行1粗3精2扫流程浮选，最终获得铜品位为19.38%、铜回收率为73.84%的铜精矿。     

湖北某铜矿的浮选工艺优化

湖北某铜矿矿石性质及组成发生较大变化,导致现有工艺流程选矿指标不断下降,为解决现场流程不适应问题,进行工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明,在一段粗磨粒度-74μm占60.68%的情况下,快速浮铜,中矿集中再磨至-74μm占97.86%后再浮选,最终获得铜精矿铜品位23.21%、铜回收率81.89%。与现场流程相比铜品位提高2.37%、回收率提高2.18%。     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

安徽某富蛇纹石铜矿选矿试验研究

以安徽某含铜磁黄铁矿-蛇纹石(滑石)矿为研究对象,考察了磨矿细度、捕收剂种类、抑制剂种类、中矿再磨再选工艺等因素对铜矿浮选的影响。磨矿细度-0.074 mm粒级占84%、Z200+丁黄药为组合捕收剂、糊精为抑制剂,采用一粗两扫三精、中矿再磨再选浮选流程可获得铜精矿品位17.21%、回收率86.30%的指标,有效解决了该铜矿资源硅酸盐脉石泥化问题。     

某金矿浮选工艺流程试验研究

根据某金矿中金以细粒、微细粒赋存于黄铁矿中的特点,试验对比了粗精矿再磨、粗精矿再磨—中矿分级再磨以及强化粗选—中矿分级再磨的三种工艺方案,试验结果表明:保持原磨矿系统不变的条件下,采用粗选添加硫酸强化粗选—中矿分级再磨,再磨细度为-45μm占75%的工艺流程,获得了精矿金品位41.60 g/t、回收率82.61%的选别指标,试验指标较好,工艺流程稳定可行。     

内蒙古某铅锌矿石选矿试验

内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位分别为1.62%、5.98%,伴生银品位为19.60 g/t,主要铅锌矿物方铅矿、闪锌矿嵌布粒度均较粗。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗2扫-粗精矿再磨后2次精选选铅、选铅尾矿1粗4精2扫选锌,中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铅品位为56.65%、铅回收率为83.85%、含银536.55 g/t、银回收率为65.70%的铅精矿,以及锌品位为47.74%、锌回收率为90.61%、含银44.66 g/t、银回收率为25.86%的锌精矿。试验确定的工艺流程可作为该矿石的合理开发利用流程。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

某细粒难选铜（钼）矿石浮选试验

为高效开发利用黑龙江某细粒难选铜（钼）矿石资源，在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验。结果表明，矿石中的有用元素为铜、钼，主要铜矿物为黄铜矿，其次是斑铜矿；主要钼矿物为辉钼矿；主要脉石矿物为长石、石英；矿石在磨矿细度为-0074 mm占75%，粗精矿再磨细度为-0038 mm占80%的条件下，采用1粗3扫3精闭路流程处理，获得了铜品位达2277%、含钼0436%、铜回收率达8977%、钼回收率达7819%的铜钼混合精矿。