硫粗精矿提质降杂试验研究

云南文山都龙多金属矿分选难度大,硫粗精矿中砷和杂质含量高,严重影响企业经济效益。在对硫粗精矿进行工艺矿物学研究的基础上,采用“磁选—深度细磨—浮选”的联合工艺对硫粗精矿进行提质降杂试验研究,并对锌进行回收。所得硫精矿中S、Zn、As品位分别为36.66%、2.72%、0.63%,其中S的回收率为75.73%,锌精矿中Zn品位为40.68%,回收率为52.63%。硫精矿的质量明显提高,提质降杂效果明显,同时还实现了锌的回收。     

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳-铅锌硫依次浮选-铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。     

康家湾矿硫精矿提质试验

试验研究表明,康家湾矿硫精矿提质采用锌硫混合浮选—精选—锌硫分离工艺,可将硫精矿品位从36%提高到45%以上,同时精矿中金、铁品位也相应得到提高,提升了硫精矿的附加值。该工艺技术应用到生产后取得了成功,为企业带来显著的经济效益。     

某高硫铅锌矿石选矿试验

某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。     

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。     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

CPT浮选柱精选小型分流工业试验研究

针对浮选柱对微细粒矿物浮选和提高精矿品位方面的优越性,结合大红山铜矿铜浮选工艺流程简单灵活性,在大红山铜矿二选厂采用从生产流程中分流出一部份矿浆进行CPT浮选柱试验,结合精选尾矿MLA测试研究浮选粗精矿再磨和不磨两种情况下取得的技术经济指标,得到粗精矿不磨流程浮选柱与浮选机相比,精矿品位提高了1.00个百分点；作业回收率提高了0.45个百分点。粗精矿再磨流程浮选柱与浮选机相比,精矿品位提高了3.62个百分点；作业回收率提高了0.74个百分点。     

柱-机联合流程处理某铅锌矿石试验

为确定浮选精选作业用CFC浮选柱替代机械搅拌浮选机的效果,对Pb、Zn品位分别为1.92%和1.68%的某铅锌硫化矿石的机械搅拌浮选机粗精矿进行了1次精选效果对比试验,并进行了柱-机联合流程开路和闭路试验。结果表明:(1)CFC浮选柱1次精选铅、锌的选矿效率较机械搅拌浮选机分别高9.84、11.86个百分点,与机械搅拌浮选机相比,铅锌精选作业次数至少可分别减少1次。(2)在一段磨矿细度为-0.074 mm占70%,铅粗精矿、锌精矿1再磨细度均为-0.038 mm占70%的条件下,采用柱-机联合开路试验流程(仅最后1次精选用CFC浮选柱)处理矿石,可获得铅品位为62.35%、含锌4.25%、铅回收率为77.78%的铅精矿,以及锌品位为59.35%、含铅1.32%、锌回收率为49.86%的锌精矿;采用柱-机联合闭路试验流程处理矿石,可获得铅品位为53.66%、含锌4.60%、铅回收率为94.74%的铅精矿,以及锌品位为52.86%、含铅1.45%、锌回收率为79.60%的锌精矿。(3)采用柱-机联合流程处理矿石,不仅可取得理想的生产指标,而且可简化流程、减少设备数量和场地面积、节能降耗、便于生产管理。     

四川某锌硫混合精矿分离浮选试验研究

四川某锌硫混合精矿锌品位为4.11%、硫品位为37.65%,有用矿物主要为铁闪锌矿和黄铁矿。对该混合精矿进行锌-硫分离浮选试验研究,结果表明:混合精矿经硫化钠+活性炭+再磨联合脱药方法处理后,磨矿至-0.043mm占85%,采用一次粗选-两次精选-一次扫选-中矿顺序返回的浮选闭路试验流程分选,可获得产率为7.50%、锌品位为42.48%、锌回收率为77.83%、含硫为20.63%的锌精矿及产率为92.50%、硫品位为39.03%、硫回收率为95.89%、含锌为0.99%的硫精矿;产品含杂均不超标,较好地实现了锌硫混合精矿的浮选分离。     

某选铁尾矿中低品位钼、锌分选回收试验研究

某磁铁矿山选铁尾矿中硫化矿物以含钼、锌矿物为主,钼、锌品位较低,分别约0.026%、0.094%。为充分回收钼、锌资源,进行了全硫浮选和优先浮选试验。结果表明,优先浮选方案指标更为理想。通过一粗两精两扫得钼粗精矿、钼粗精矿再磨至-0.037mm占80%后,进行4次精选得钼精矿,选钼尾矿经过一粗三精二扫得锌精矿,获得钼精矿含钼46.89%、回收率68.96%,锌精矿含锌45.30%、回收率66.64%的指标,较好地实现了对矿石中钼、锌的回收。     

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。     

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。     

浮选柱代替浮选机精选在大红山铜矿的试验研究

针对浮选柱结构简单、投资省、能耗低、浮选精矿富集比高的特性,大红山铜矿开展CPT浮选柱代替三次浮选机精选作业的生产工业试验研究,探索浮选柱替代三次浮选机精选后大红山铜矿的铜选矿回收率及精矿品位是否与小型分流试验一致,精矿品位及回收率均得到提高。分为两个阶段进行,分别采用浮选柱和浮选机在粗精矿再磨和不磨的两种情况下进行铜精选作业,对比分析浮选柱与浮选机的精选效果。两个阶段的工业试验结果表明铜浮选精矿品位基本一致,而CPT浮选柱精选较浮选机三次精选的回收率下降了0.79个百分点的指标。从原矿性质及铜矿物浮选条件分析得到,大红山铜矿的岩石性质主要为铜铁伴生矿体,铜矿物主要为黄铜矿,易浮选,浮选药剂简单,而浮选柱对+53μm粗粒级矿物的回收不充分,作业率较低,不适宜大红山矿石的铜精选作业。试验结果可为相同矿石性质的矿山提供参考。     

某选锌尾矿铁硫综合回收工艺试验

某选矿厂为了回收利用选铜、锌后尾矿中的铁、硫资源,实现伴生矿产资源的综合开发利用和有价组分的梯级回收,针对选锌尾矿中的磁黄铁矿在选锌过程中被大量石灰抑制可浮性变差的问题,通过在磁场强度175 kA/m的条件下进行弱磁选,弱磁选尾矿经1粗3精1扫浮选流程得到了硫精矿1;弱磁选精矿再磨至-0.038 mm87.50%后,经1粗3精3扫流程获得硫精矿2,两者合并获得了硫品位31.15%、硫回收率81.62%的最终硫精矿;将弱磁精矿浮选后尾矿再进行弱磁选,得到了铁品位64.87%、铁回收率35.09%、含硫4.19%的铁精矿,实现了铁、硫资源的综合回收。     

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%。     

从硫精矿中浮选回收铅锌混合精矿的生产试践

云南某高硫铅锌矿选矿厂硫精矿中损失的方铅矿及闪锌矿嵌布粒度细,且多为连生体,加上硫精矿性质复杂,再选回收难度大。基于选矿试验研究推荐的工艺流程,硫精矿再选车间设计采用机械搅拌式浮选机进行1次粗选及1次扫选,粗精矿经立式螺旋搅拌磨机细磨至-45μm 92%,再经射流浮选机3次精选;在投入生产使用后,通过设备改造完善、工艺操作优化等,解决了生产中发现的主要缺陷及问题,提高了选矿工艺流程的适应性与稳定性,获得了产率为2.34%及铅、锌品位之和为53.30%的铅锌混合精矿,取得了较好的效益。为硫精矿资源二次回收利用提供了一个可供参考和借鉴的生产应用试例。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

某含碳铅锌矿铅锌分离试验研究

针对某难选含碳铅锌矿石, 采用铅锌依次优先浮选-铅、锌粗精矿再磨精选的浮选工艺流程, 成功实现了铅﹑锌的分离, 并以M作抑制剂, 对铅精矿进行脱碳, 获得了铅品位和回收率分别为45.39%和72.40%的铅精矿及锌品位和回收率分别为48.63%和81.56%的锌精矿。     

某选厂浮选尾矿浮选柱再选试验研究

某选厂赤铁矿浮选尾矿全铁品位在16%以上,为降低尾矿品位,开展了浮尾回收试验研究。首先通过磨矿、磁选条件试验,确定适宜的工艺参数。然后对磨磁后精矿进行了一粗两精两扫浮选机试验与一粗一精一扫浮选柱开路试验。试验结果浮选柱各项指标优于浮选机。对矿样进行一粗一精一扫闭路浮选柱试验,取得精矿TFe品位65.29%,浮尾TFe品位11.48%,精矿产率为56.18%,回收率为87.94%的良好指标。     

快速浮选工艺提高选锌指标的试验研究

内蒙某铅锌硫化矿锌矿物主要以铁闪锌矿形式存在,生产现场采用"一粗三扫粗精矿再磨四次精选"流程回收锌资源,该工艺一直存在锌精矿品位低、回收率低、再磨选择性低、过磨严重等问题。针对该矿石性质特点,提出采用"快速浮选-两段锌粗选-粗选精矿再磨"工艺代替现场锌浮选工艺。结果表明,闭路试验可获得锌精矿锌品位50.07%,锌回收率91.08%的优异指标。与原工艺相比,提高了选锌指标。