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%)。     

低品位含磷磁铁矿的回收

某含磷磁铁矿石中磷和铁的品位都很低 ,且磁性铁矿物含量只占总铁的 60 %。矿石经磁滑轮预选可抛除 1/3的尾矿 ,预选粗精矿磨至 -0 0 74mm占 60 % ,经浮选可获得含P2 O53 7 2 8%的磷精矿。选磷尾矿通过磁选粗选、磁粗精矿再磨后磁选精选 ,可获得含铁为 65 2 1%的铁精矿 ,磁性铁回收率对原矿中磁性铁为 85 3 9% ,对磁滑轮预选粗精矿中磁性铁为 94 5 6%。     

河北某难选锌铁矿石选矿试验

河北某锌铁矿石可回收利用的金属元素主要为Zn、Fe,并伴生可综合回收的Ag、Cd,但矿石性质复杂,主要有用矿物闪锌矿和磁铁矿嵌布粒度细,与脉石矿物解离困难,属较难选锌铁矿石。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:在-0.074 mm占85%的磨矿细度和-0.038 mm占70%的粗精矿再磨细度下,以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂、原矿经1粗2扫4精闭路浮选,可获得锌品位为49.15%、锌回收率为91.01%的锌精矿,Ag、Cd富集于锌精矿中,品位分别为162 g/t、0.25%,回收率分别为58.12%、92.58%;浮选尾矿经弱磁粗选—粗精矿再磨至-0.043 mm占82%后2次弱磁精选,可得到铁品位为63.18%、铁回收率为56.09%的铁精矿。     

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。     

铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究

铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。     

陕西某钼铅多金属矿选矿试验

陕西某钼矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有辉钼矿、方铅矿、黄铁矿,并有少量钼铅矿等,钼、铅、硫、金等有回收价值,其中钼、铅主要以硫化物形式存在。为高效开发利用该矿石,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68%的情况下1次粗浮选选钼、钼粗精矿再磨至-0.038 mm占93.75%的情况下4次精选选钼,1粗1扫钼尾矿1粗1扫2精选铅,铅扫选尾矿1粗2扫2精选硫,所有中矿顺序返回闭路流程处理,最终获得了钼品位为49.24%、钼回收率为89.19%的钼精矿,铅品位为61.69%、铅回收率为83.47%的铅精矿,硫品位为46.32%、硫回收率为68.21%的硫精矿,较好地实现了钼铅硫的综合回收。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

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。     

某铁矿及伴生铜锌矿物的回收试验研究

某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。     

立式搅拌磨机在硫精矿浮选提质及回收锌中的应用

为了提高硫精矿品质及综合回收锌资源,新建一座700 t/d的硫精矿再处理车间,采用一次粗选一次扫选、粗精矿立式搅拌磨再磨后三次精选的工艺处理硫精矿。工业应用实践表明,立式搅拌磨机用于锌粗精矿再磨,能够使再磨细度稳定在-0.043 mm粒级含量占90%～93%,使目的矿物闪锌矿基本单体解离,最终获得了较好的生产指标。立式搅拌磨机是锌粗精矿再磨的有效细磨设备。     

新疆某含石墨高钙次生硫化铜矿石选矿试验

新疆某含石墨高钙型次生硫化铜矿石铜品位为1.95%,次生硫化铜占总铜的92.82%,主要铜矿物为斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝,其他金属矿物有黄铁矿等;脉石矿物以方解石、石英、云母、高岭石等为主,并含有少量片状石墨。铜矿物主要呈浸染状、团粒状、不连续脉状、细脉状产出,粒径主要为0.037~0.15 mm,与黄铁矿、石墨等脉石矿物嵌布关系密切。为了确定该矿石的合适开发利用工艺,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%的情况下进行1粗3精2扫流程处理,获得了铜品位为23.83%、铜回收率为75.06%的铜精矿1;精选尾矿合并进行1粗2扫浮选,精选尾矿合并粗选的粗精矿再磨至-0.038 mm占97%后进行3次中矿精选,获得了铜品位为13.01%、铜回收率为14.08%的铜精矿2,综合铜精矿铜品位为21.07%、回收率为89.14%的铜精矿,较好地实现了铜矿物的分离回收。     

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。     

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。     

贵州某低铝硅比铝土矿石浮选脱硅试验研究

贵州某低铝硅比铝土矿石Al2O3品位为6035%、SiO2含量为1353%，铝硅比为446；含铝矿物主要为一水硬铝石，含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石。为确定该矿石的开发利用工艺进行了选矿试验。结果表明，矿样在一段磨矿细度为-0074 mm占7452%的情况下1粗1扫、粗精矿再磨细度为-0053 mm占8765%的情况下1粗3精2扫、中矿顺序返回闭路正浮选流程脱硅，获得了Al2O3品位为6749%、铝硅比为881、Al2O3回收率达7804%的铝土矿精矿，脱硅效果显著，为下一阶段工作的开展提供了依据。     

非洲某风化型铌铁磷多金属矿选矿研究

非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿，原矿含Nb2O5 0.62%、含P2O5 8.28%，含Fe 13.91%，矿石风化严重，含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异，采用重选实现有价矿物的预富集，磁铁矿具有强磁性，采用弱磁选回收磁铁矿，磷灰石和烧绿石具有可浮性差异，浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿，重选精矿磨细至-0.074 mm占78%，在磁场强度为0.45 T条件下，经弱磁选铁，获得了Fe品位61.69%，回收率38.83%的铁精矿，选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂，经1粗2精2扫磷浮选，获得了P2O5品位为37.59%，回收率为47.88%的磷精矿，选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂，经1粗2精2扫铌浮选，获得了Nb2O5品位37.56%，Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。     

某钼粗精矿浮选工艺优化研究

江西某钼矿选矿厂原工艺已不适应矿石性质的变化,导致磨矿-粗选-粗精矿再磨-1粗5精2扫闭路浮选流程仅获得钼品位为45.06%的钼精矿,再磨后的钼浮选作业回收率为90.31%、尾矿钼品位高达1.12%。造成生产指标不理想的原因主要是其他硫化矿物的抑制剂Na₂S抑制效果不理想、钼矿物与其他矿物解离不充分。为解决生产中存在的问题进行了选矿试验。结果表明,在核心改造内容为ZA替代Na₂S、对再磨选精矿进行2次再磨选的情况下,采用再磨1（-0.038 mm占85%）-1粗3精4扫-再磨2（-0.038 mm占90%）-2次精选、中矿顺序返回流程处理试样,最终获得钼品位为53.57 %、钼作业回收率为98.45 %的钼精矿,尾矿钼品位降至0.175 %,精矿钼品位和钼作业回收率分别提高了8.51个百分点和8.14个百分点,再磨选尾矿品位下降0.945个百分点,高效地实现了钼的回收。     

四川某难选石墨矿选矿试验研究

为解决开发年代较久的四川某细粒难选石墨矿选矿技术经济指标较低的问题，在条件试验的基础上，对粗精矿再磨再选次数、低品位中矿的处理工艺、全闭路流程试验进行了研究。结果表明，对固定碳含量22.46%的试样，采用1次粗磨1次粗选1次扫选，粗精矿5次再磨6次精选，中矿1～中矿4合并再磨再选、再选精矿返回再磨1作业，中矿5～中矿7合并进入再磨2作业，最终获得了固定碳含量为90.47%、回收率为87.34%的精矿。     

东川某铜锌多金属矿石浮选试验

东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高。为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿。     

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。