闪速浮选机及其应用

文章介绍了一种选矿新设备－闪速浮选机的工作原理、浮选特性及工艺配置，并给出了它对提高金铜矿金属回收率的试验结果。     

云南某碳酸盐型氧化银铜矿选矿工艺研究

针对云南某碳酸盐型氧化银铜矿矿石物质组成和工艺特性，进行了选矿工艺流程结构及药剂制度的合理化研究。采用浮选磁选联合工艺，可获得含银１６３３．１ｇ／ｔ、含铜１８．０８％的银铜矿精矿，银回收率为９３．９１％，铜回收率为８３．２５％，技术指标令人满意。     

硫化铜矿石浮选捕收剂的研究进展

本文对常用的和新型的硫化铜矿石浮选捕收剂进行了评述,认为要综合回收硫化铜矿石中铜、金、银、硫等有益元素,必须采用铜硫低碱度浮选分离工艺,并选用对硫化铁矿物有好的选择性并对硫化铜矿物具有较强亲固能力的捕收剂。     

甘肃东海金矿矿石浮选试验研究

甘肃东海金矿矿石采用堆浸工艺处理,金回收率仅为50％,银回收率为58％。为提高金、银回收率,根据该矿石性质,进行了浮选工艺回收金试验。浮选闭路试验结果表明,金的回收率达到87．13％,银的回收率达到90．23％。     

优先浮选提高里伍铜矿铜的回收率

优先浮选流程替代混合分离浮洗，使里伍铜矿铜回收率提高3－4％，取得显著经济效益。优先浮选流程更简单、实用、合理。     

提高新疆富蕴县索尔库都克铜矿铜钼回收率的有效途径

新疆富蕴县索尔库都克铜矿具有我国伴生钼的矽卡岩型铜矿,探讨推进铜钼选矿工艺,从企业经济上和成功技术的应用推广上都具有很重要的意义。本文主要针对该矿石主金属含量低,铜钼矿物嵌布粒度粗细、不均匀,钼矿物与铜矿物及脉石矿物共生密切的特点,采用浮选柱与浮选机联合配置的浮选改进工艺,从原矿磨矿细度、浮选作业浓度、药剂制度等工艺参数的有效控制来介绍提高铜钼回收率的一些要点和方法。     

某地铜渣矿的选别工艺试验研究

针对某地铜渣矿中铜矿物与赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿等关系较为亲密,常在赤铁矿、褐铁矿的裂隙中嵌布着他形的黄铜矿,黄铜矿常被孔雀石、铜蓝、斑铜矿等交代的特点,结合铜矿物和铁矿物嵌布粒度粗细分布不均匀的特点,采用浮选+中矿再磨再浮选的联合工艺,得到两种铜精矿,提高了铜的回收率。     

某难选氧硫混合型铜矿浮选试验研究

针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题，对矿物开展工艺矿物学研究，基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%，其中结合氧化铜占16.59%，铜品位为0.51%，金品位为0.25×10^-6，银品位为14.24×10^-6，矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生，影响到铜精矿的质量和铜的回收率；矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等，在磨矿过程中极易产生泥化现象，影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰，利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程，在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰，并适当增加Na₂S用量，精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量，可获得精矿铜品位为19.72%，金品位为2.66×10^-6，银品位300.36×10^-6，铜回收率为65.50%，金回收率为18.36%，银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%，铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

云南某铜矿选矿试验研究

分析了该铜矿石的性质,进行了铜-硫混合浮选和铜-硫分离浮选试验等一系列试验。并在此基础上制定了浮选闭路试验方案,试验获得了铜品位为23．56％、铜回收率为95．24％、银品位为190．1g／t的优质铜精矿。     

青海高原地区某金矿闪速浮选可行性研究

青海高原地区某金矿的原矿属于微细粒蚀变岩型金矿,浮选回收率低,调整浮选工艺参数后浮选效果也未得到明显提升。通过考察磨矿分级工艺并分析旋流器底流粒级筛析发现,旋流器的分级效率为43%～60%,且底流存在金的“反富集”现象,部分粒级金品位达到20×10-6以上,这部分已单体解离的有用矿物循环累积于闭路作业中易产生过磨和矿泥二次包裹,从而限制了有用矿物的可浮性,使得回收率难以有效提升。通过在实验室模拟选厂工艺流程,在一段旋流器底流增加闪速浮选作业进行连续闭路试验,闪速浮选精矿产率达到4.07%,精矿品位达到38.31×10-6。旋流器底流中已单体解离的有用矿物通过闪速浮选能达到“早收快收”的效果,减少了这些有用矿物过磨及矿泥二次包裹的几率。旋流器溢流再磨至选矿厂要求的浮选细度进行常规浮选闭路试验,综合回收率由常规浮选工艺下的80.90%提高至83.96%。     

银山矿业选矿厂再磨沉砂选金试验研究

银山矿业选矿厂二段再磨旋流器流程沉砂中金品位为 13.35g/t,是给矿工序中金品位的 1.35 倍,是溢流工序中金品位的 2.02 倍,金富集效果明显。对二段再磨旋流器流程沉砂直接进行浮选,可获得铜精矿品位 27.55%,铜回收率 54.46%,铜精矿含金 366.31g/t,铜中金回收率 55.33%。研究表明沉砂中存在部分已单体解离铜矿物及单体金,通过提前浮选,可以减少沉砂中细粒级矿物,避免已解离矿物进入立磨机再磨,从而能够实现“能收早收”的目的。     

甘肃某难选金铜氧化矿浮选试验研究

甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%。铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系。对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因。在磨矿细度为-74 μm占80%,Na₂S作硫化剂,CuSO₄作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和25号黑药作捕收剂的条件下,采用一次粗选,四次扫选,粗精矿再磨后三次精选硫化浮选工艺流程,可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%,铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%,银品位为216.24 g/t、银回收率为87.26%的金铜精矿。金铜精矿可采用热压预氧化—无氰化工艺流程回收金铜,该选冶流程可为金铜氧化矿的开发利用提供借鉴。     

福建某铜金矿浮选试验研究

福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。     

从硫精矿中富集金铜银的浮选工艺研究

本研究根据硫精矿中金矿物的嵌分状态和载金矿物的特性，从理论和实践两方面进行了较深入的探讨，确定了最易实现工业化的浮选流程，获得了良好的选矿指标。在原硫精矿含铜０．６７％，金５．０１ｇ／ｔ，银１７．２３ｇ／ｔ，硫３５／１７％的情况下，经氧化浮选后，可获得铜金精矿：βｃｕ＝１５．５９％、βＡｕ＝１１２ｇ／ｔ、βＡｇ＝２１０ｇ／ｔ、εＣｕ＝７７．３％、εＡｕ＝７４．８８％、εＡｇ＝４０．７％的好指标。尾     

多金属硫化矿石综合回收铜金银试验研究

对安徽某矿多金属硫化矿石进行了选矿试验研究。试验采用优先浮选铜工艺流程,获得铜精矿品位20.39%,铜回收率83.41%;硫精矿焙烧制酸,硫酸烧渣经氰化炭浸工艺回收金,氰化渣作铁精矿出售。浮选、氰化炭浸金总回收率达89.66%。     

河南某金矿选矿试验研究

矿石中主要回收元素为金,主要为自然金和金银矿且多包裹在脉石矿物中,裂隙金和粒间金分布较少。回收难度较大,对矿样进行了重选、氰化浸出及浸渣浮选试验,获得重选作业金回收率4.75%;氰化浸出作业金回收率51.00%;浸渣浮选作业金回收率为86.78%,金精矿含金40.85 g/t,金矿石的选矿总回收率为93.83%的较好试验指标。     

内蒙古某含铜铅锌金矿多金属分离选矿试验研究

针对内蒙古某含铜铅锌金矿矿石性质,提出了铜铅锌浮选—尾矿氰化浸金工艺流程。该文重点探讨了铜铅锌浮选分离部分,为该金矿资源的综合利用提供依据。通过铜铅混浮—铜铅分离—铜铅尾矿浮选锌的闭路流程,获得了相对较好的试验指标:铜精矿铜品位20.79%、铜回收率64.94%,铅精矿铅品位56.68%、铅回收率62.16%,锌精矿锌品位40.54%、锌回收率57.22%。