某选厂浮选柱在选硫系统粗选上的工业试验研究

某选厂硫浮选系统入选原矿含泥量大,且粒度不均匀,从而导致硫精矿质量及回收率一直难以达到设计指标。针对该选厂铁矿选硫系统存在的问题,对选硫系统进行流程考查后,利用原有的精选作业浮选柱,进行浮选柱在粗选上的工业试验研究,获得的硫精矿产率为20.77%,品位为14.13％,回收率为48.27％,高于同期生产的浮选机指标。     

康家湾矿深部高硫铅锌矿选矿

针对康家湾高硫铅锌矿常规浮选条件下铅锌精矿品位难以达到预期指标、影响经济效益的难题,通过原矿配矿处理、磨矿细度试验、药剂条件试验,确定最终浮选条件,试验取得了较好的浮选效果,最终开路试验获得指标：铅精矿品位66.56%回收率89.52%,锌精矿品位51.21%,回收率91.50%,解决了高硫对铅锌指标的影响。     

广东某铜硫矿铜硫综合回收选矿流程试验研究

对广东某低铜高硫含钨铜硫矿进行了选矿小型试验研究。采用磁选-浮选联合流程, 原矿磨矿至-0.074 mm粒级占75%后进行弱磁选, 弱磁尾矿选铜, 选铜尾矿再浮硫, 最终可获得硫品位37.10%、硫回收率38.11%、铁品位56.64%的磁性精矿, 铜品位18.81%、铜回收率88.38%的铜精矿和硫品位42.35%、硫回收率53.04%的硫精矿。     

康家湾矿深部高硫铅锌矿选矿试验研究

针对康家湾高硫铅锌矿常规浮选条件下铅锌精矿品位难以达到预期指标、影响经济效益的难题,通过原矿配矿处理、磨矿细度试验、药剂条件试验,确定最终浮选条件,试验取得了较好的浮选效果,最终开路试验获得指标:铅精矿品位66.56%、回收率89.52%,锌精矿品位51.21%、回收率91.50%,解决了高硫对铅锌指标的影响。     

锌硫分离浮选新调整剂的研究

车河选厂处理的矿石性质不断变化，锌精矿的选别指标波动较大，锌精矿品位仅为４２％～４３％，对原矿回收率在５０％～６０％范围内波动，针对生产上存在问题，１９９４年以来进行了流程查定，找出锌金属的走向，堵塞住锌金属的流失，强化了锌金属的归队，在锌硫分离浮选作业中进行了新调整剂－氯化铵的工业试验，获得锌精矿品位４７．６８％，对原矿回收率８３．３９％，的选别指标。     

钢城矿业公司优化浮选工艺的生产实践

针对浮选作业存在的硫精矿产率低、硫品位低和回收率低的问题,结合试验及生产调整,提出了脱泥浮选、增加二次精选和精选浮选机扩容改造等措施,实施后取得了硫精矿产率提高0.36%,硫品位提高15.523%,硫回收率提高14.71%的良好效果。一年多的运行结果表明,工艺流程顺畅,生产指标稳定。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选-浮选硫精矿焙烧-焙烧渣浸铜-浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00％;金回收率91.14％;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17％;最终浸出渣为铁精矿品位68.72％、铁回收率86.23％.此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用.     

城门山铜硫矿石选硫试验研究与生产实践

介绍了城门山铜硫矿石的选硫试验成果及生产进展。对选铜尾矿采用旋流器脱泥脱药，加酸性水调浆，加丁黄药和2^#油进行浮选，小试可获得硫精矿品位47．5％，回收率95．72％，产率39．73％；实际生产硫精矿品位大于35％，采用陶瓷过滤机脱水，精矿水分9％-10％，年增效益1000万元以上。     

复杂微细粒低品位硫回收试验研究

针对凡口铅锌矿选硫尾矿中复杂微细粒低品位硫的特点, 采用浮选法回收硫, 考察了试样的自然可浮性以及捕收剂用量、起泡剂用量、浮选浓度对浮选指标的影响。试验结果表明, 经一粗一精一扫和粗硫精矿脱铅锌后, 可得到硫精矿品位43.02%, 硫回收率77.85%的指标。     

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。     

某高砷硫精矿砷硫分离技术研究

对某被药剂污染过的高砷硫精矿进行了砷硫分离研究。采用脱药-浮选-磁选联合工艺, 选用砷矿物的高效抑制剂HB, 较好解决了硫砷分离的难题, 获得了硫精矿硫品位47.43%、含砷0.67%、硫回收率75.31%, 高铁硫精矿硫品位33.67%、硫回收率18.96%, 砷精矿砷品位37.86%、砷回收率89.42%的技术指标, 实现了高砷硫精矿资源化利用。     

原矿铜、硫品位与金、铜回收率预测模型的建立与应用

湖北三鑫金铜股份有限公司选矿厂为解决矿石铜、硫品位变化导致混合浮选精矿产量波动较大及对分离浮选、铜精矿品位控制带来影响的问题,结合实际生产指标数据,通过建立金、铜回收率与原矿铜、硫品位的多元线性回归模型,揭示了铜回收率与原矿铜品位有直接关系,金回收率与原矿硫铜品位比有直接关系,并对其予以验证,用以预测和指导该矿在原矿品位波动下的生产指标规律。     

云南某高硫铅锌矿选矿工艺流程方案对比试验研究

某铅锌矿含Pb 5.23%、Zn 15.40%、S 24.86%,铅氧化率为3.05%,锌氧化率为0.43%,属于高硫铅锌矿。自开发以来，选厂生产一直采用“铅硫混浮、铅硫分离-浮锌”选矿工艺，现有工艺存在硫精矿锌含量偏高等问题。为进一步提高选矿指标，开展了“铅硫混浮、铅硫分离-浮锌”、“铅锌硫顺序优先浮选”两个不同流程方案的对比试验研究。试验结果表明，“铅锌硫顺序优先浮选”工艺试验指标更优、药剂成本更低、精矿产值更高。采用“铅锌硫顺序优先浮选”工艺，对含Pb 5.34%、Zn 15.59%、S 26.18%的原矿，通过闭路试验获得Pb品位为61.64%、Zn品位为3.37%、S品位为20.15%、Pb回收率为89.34%的铅精矿，Zn品位为51.54%、Pb品位为0.59%、S品位为35.15%、Zn回收率为96.88%的锌精矿，Pb品位为0.53%、Zn品位为0.36%、S品位为47.91%、S回收率为49.79%的硫精矿，成功实现了高硫铅锌矿低碱选矿工艺，值得现场推荐采用。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

梅山铁精矿硫浮选工艺的探讨

梅山铁矿选矿厂粗精矿脱硫主要采用传统的硫浮选工艺，黄药作为捕收剂，2^#油作为起泡剂，应用一粗一扫三精的浮选流程，脱硫后的铁精矿能满足市场的需求，在原矿含硫1．5％～2．5％品位下，最终铁精矿硫品位控制在小于0．5％，脱硫率达到66％～80％。     

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验

针对安徽某高硫含砷难选金矿石硫精矿含砷问题,结合现场生产工艺流程,以浮选硫进料为原矿试样,采用抑砷浮硫—浮选砷金精矿的工艺流程,试验室小型闭路试验获得了硫精矿硫品位42.56%,含砷0.42%,硫回收率89.42%;砷金精矿含砷18.34%,砷回收率80.09%,金品位12.65 g/t,金回收率59.56%的试验指标。     

某含碳高硫铅锌矿综合回收工艺技术

新疆某铅锌矿矿石硫含量高,且含有一定量的含碳质物,属含碳高硫复杂难选铅锌矿石。矿石中方铅矿嵌布粒度不均匀,且与闪锌矿、黄铁矿共生关系复杂,严重影响选矿过程中铅锌分离及铅硫分离。根据原矿性质,采用"预先脱碳—铅锌硫依次优先浮选"工艺流程处理该矿石,实现了铅、锌矿物和黄铁矿的高效分离,所得铅精矿铅品位59.84%,铅回收率88.02%,含锌3.66%;锌精矿锌品位52.34%,锌回收率94.05%,含铅1.45%,硫精矿硫品位50.26%,硫回收率88.13%。     

提高红透山铜矿硫精矿品位试验研究

为了提高资源综合利用率,以现有的选硫工艺为研究对象,根据硫化矿浮选特点,拟定采用硫浮选加酸工艺提高硫精矿品位试验方案.采用冶炼厂废酸进行活化,取得较好的试验指标,硫精矿品位提高到45.534％,回收率提高到75.88％.     

四川某高硫铜铅锌矿选矿工艺研究与生产实践

根据矿石性质,针对四川某高硫铜铅锌矿进行了浮选分离研究,工业试验采用铜铅混合浮选再分离—锌、硫顺序浮选的选矿工艺流程获得了铜精矿品位20.15%,回收率80.12%;铅精矿品位60.10%,回收率83.24%;锌精矿品位47.01%,回收率78.64%;硫精矿品位38.92%,回收率72.64%的较好选别指标。工业试验表明,新工艺取得了较好的技术经济指标。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。