闭路浮选中矿返回再选效果的评估

以某地难选氧化铜矿石为例，对不同试验方案闭路浮选中矿返回再选效果进行评估。采用再选富集比与回收率的乘积（再选指数）作为判据，合理选择流程、优化药剂组合，确定最佳工艺条件，获取更好的技术经济指标。

中矿返回改善磨矿闭路分级提高回收率

介绍了红旗岭锡矿技术改造前后的生产状况、技改措施和技改后所获得的显著经济效益,即在原矿品位相近的情况下,全厂总回收率提高15%,精矿品矿由58%提高60%以上,最后分析了获得较高效果的原因。

硫化铅锌矿“优先选铅—选铅尾矿选锌”回收铅锌

内蒙古某硫化铅锌矿主要有价元素为Pb和Zn,含量分别为0.90%和3.23%。采用化学分析、XRD分析和MLA等分析手段对该矿进行详细的工艺矿物研究,并在工艺矿物学研究的基础上开展条件试验和闭路试验。工艺矿物学分析结果表明:在该矿中,方铅矿和闪锌矿为主要目的矿物,二者主要呈稀疏-稠密浸染状分布于脉石矿物间,且嵌布特征较为复杂,局部富集程度不高,嵌布粒度不均,部分方铅矿包裹于闪锌矿中,会对后续浮选作业产生不利影响。脉石矿物主要为钙铁辉石、石英、方解石、绿帘石、钙铝榴石、斜长石和钾长石,另含有少量的绿泥石、白云母和黑云母。采用优先选铅-选铅尾矿选锌—中矿依次返回上一作业的闭路浮选流程进行浮选,最终可获得Pb品位为66.83%、Pb回收率为85.42%的合格铅精矿产品,以及Zn品位为53.26%、Zn回收率为91.53%的合格锌精矿产品,可实现对该硫化铅锌矿的有效利用。

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.

广西某难选铅锌矿铅锌分离试验

广西某铅锌矿属铅低锌高、微细粒嵌布的难分离铅锌矿,铅品位为0.88%、锌品位为9.19%。主要含锌矿物为闪锌矿,含铅矿物较复杂,主要为脆硫锑铅矿、硫锑铅矿和方铅矿,且嵌布粒度极微细。为了高效开发利用该矿石资源,对该矿石进行了铅、锌分离回收试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2扫3精选铅,1粗2扫3精选锌,铅、锌1次精选尾矿和1次扫选精矿合并返回再磨,其余中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了锌品位为48.05%、锌回收率为91.13%的锌精矿,以及铅品位为26.63%、锑品位为21.80%、铅回收率为87.46%、锑回收率为86.30%的铅锑精矿,铅锑精矿铅含量较低的原因与矿石中主要含铅矿物脆硫锑铅矿和硫锑铅矿理论含铅量较低、嵌布粒度极微细有关,不适合细磨深选。

湖北某贫细钼矿石选矿试验

湖北某贫细钼矿石钼品位为0.129%,主要钼矿物辉钼矿以极细小片状或鳞片状单晶体形式分布在脉石矿物裂隙中,粒径约0.01 mm,属难解离钼矿石。为高效开发利用该矿石资源,采用阶段磨选流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一段磨矿、1粗1精2扫、中矿顺序返回(扫选1精矿返回一段磨矿),一段闭路磨选精矿二段磨矿、1粗6精3扫、中矿顺序返回(精选1尾矿返回二段磨矿)闭路流程处理该试样,最终可获得Mo品位为51.08%、Mo回收率为85.92%的钼精矿。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。

夏甸金矿浮选工艺优化研究及实践

改进夏甸金矿选厂选矿工艺，提高细粒包裹金矿石选矿回收率和金精矿品位。采用中矿返回再磨－优先富集流程，金的选矿回收率由93．71％提高到96．74％，金精矿品位由43．81g/t提高到60．38g/t，年新增利润322余万元，经济效益显著。

提高甘肃某铅锌矿选铅回收率试验

甘肃某铅锌矿选矿厂入选矿石铅、锌品位分别为0.98%和5.21%,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用1粗2扫4精、中矿顺序返回闭路流程优先选铅,仅能获得铅品位为53.11%、铅回收率为78.50%、锌回收率为2.09%的铅精矿。为了提高铅精矿铅回收率,在查明原因的情况下,有针对性地进行了选矿工艺研究。结果表明,在维持磨选段数不变的情况下,将铅精选1尾矿与铅扫选1精矿合并返回原矿磨矿作业,最终可获得铅品位为54.56%、铅回收率为81.84%、锌回收率为2.03%的铅精矿,铅精矿品位和铅回收率分别较现场提高1.45、3.34个百分点,提高幅度显著;选铅尾矿锌回收率高达97.97%,较现场提高0.06个百分点,这为后续选锌创造了更好的条件。

夏甸金矿浮选工艺流程技术改造生产实践

介绍了夏甸金矿细粒嵌布金矿石选矿工艺技术改造后的磨浮工艺及其生产实践。改造后的选矿工艺可使金的选矿回收率由原工艺的 93.71%提高到 96.74 % ,金精矿品位由 4 3.81g/t提高到 60 .38g/

澳洲某锂辉石选矿试验研究及生产实践

国内多家锂辉石选矿厂处理澳洲某锂辉石矿,由于生产工艺和药剂制度的限制,锂精矿的品位和回收率均不高,造成极大的资源浪费。因此,对该进口的澳洲锂辉石矿进行选矿试验研究具有十分重要的现实意义。通过对澳洲进口的锂辉石矿进行X荧光半定量分析、偏光显微分析,结果表明:该锂辉石矿原矿中Li_2O的含量为1.22%,锂主要以锂辉石和锂云母形式赋存,脉石矿物主要为石英、长石等。经过选矿试验研究,确定了预先脱泥、HP作捕收剂、正交试验得到Na OH、Na_2CO_3、CaCl_2用量的优水平组合,经一次粗选两次精选两次扫选、扫选Ⅰ中矿返回精选Ⅰ,最终得到了锂精矿品位为5.86%,回收率为75.27%。同时,对进口该锂辉石矿的某企业选矿厂进行现场调试与工艺改造,使得锂精矿Li_2O的品位在4.5%以上,回收率在70%以上,年增经济效益为4 500万元。

某萤石选矿厂浮选流程改造实践

某萤石选矿厂原采用浮选原则流程进行生产,存在中矿浮选给矿矿浆浓度和中矿低品位精矿回收率偏低的问题,影响资源利用率。通过在中矿浮选前增加1组水力旋流器、将低品位中矿返回低品位粗选进行流程改造,同时调整浮选药剂制度。工业试验结果表明,改造后,低品位浮选给矿浓度由11. 06%提高到20. 95%,低品位精矿CaF_2品位77. 90%、回收率13. 06%,相比改造前低品位精矿CaF_2品位77. 43%、回收率6. 12%,在低品位精矿CaF_2品位略微提升的前提下,回收率提高了6. 94个百分点,极大地提高了低品位精矿的回收率,经济效益明显。

提高永平铜矿选铜回收率的试验研究

永平铜矿选矿厂采用中矿循序返回的铜硫混合浮选—铜硫分离浮选工艺流程,因中矿单体解离不充分而影响铜的回收。为此,采用中矿选择性分级再磨新工艺进行了旨在提高永平铜矿选铜回收率的实验室试验和工业试验。实验室试验结果表明,与原工艺相比,新工艺铜回收率可提高0.64个百分点,同时铜精矿品位可提高0.43个百分点;工业试验中新工艺铜回收率提高了0.89个百分点,铜精矿品位提高了0.38个百分点,证明了新工艺工业实施的可行性。

提高某镍业公司选厂镍精矿品位的研究

为解决某镍业公司选厂精矿镍品位较低的问题,在充分研究矿石性质和现场所存在问题的基础上,采用新的浮选流程和药剂制度进行小型试验,通过提高磨矿细度、以选择性好的C-125取代25号黑药与丁基黄药进行组合、用硫酸铵活化镍矿物、将精选中矿集中返回磨矿作业以使矿物充分单体解离等有效手段,在保持镍回收率的前提下,使精矿镍品位得到较大提高。根据小型试验结果进行工业试验,精矿镍品位由现场生产指标最好年度的6.60%提高到7.42%,镍回收率也由87.68%提高到88.87%。精矿镍品位的提高,可增加冶炼处理量,显著提高企业的经济效益。

蒙古某铁闪锌矿石选锌流程优化

蒙古某高铁、高硫铁闪锌矿石中金属矿物主要有磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿等,闪锌矿呈不规则粒状分布,与黄铁矿、磁铁矿等嵌布关系密切,现场采用1粗3精2扫、精选1尾矿返回至磨矿的中矿顺序返回流程选锌,生产指标偏低。为改善选锌指标,进行了选锌药剂用量及闭路流程优化前后选锌效果对比试验。结果表明,在相同药剂制度情况下,模拟现场闭路流程可取得锌品位为50.98%、回收率为91.10%的锌精矿;将现场扫选1精矿也返回磨矿的优化流程可取得锌品位为52.02%、回收率为92.39%的锌精矿,工艺流程的优化使锌精矿锌品位和锌回收率分别提高了1.04和1.29个百分点。

车河选矿厂硫化矿分离的新工艺研究与应用

通过对车河选矿厂处理华锡集团大厂91号富矿矿石性质及生产工艺流程的分析,采用“强化预先脱杂后锌硫分离工艺”方案和“强压强拉铟锌精矿中矿返回再磨分离工艺”方案进行工业试验,集结两个方案的优点应用于生产上,取得了较好的效果,解决了长期以来锌精矿质量差、含杂高、回收率低等难题,对脱杂产品精选,回收了铅锑银等有用金属,取得了较好的经济效益。

某低品位铜钼矿石铜钼优先浮选试验

某低品位斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0. 50%、0. 029%,73. 85%的铜以原生硫化铜的形式存在,辉钼矿中的钼占总钼的96. 26%。为回收利用矿石中的铜、钼,经对比试验,确定选择铜钼优先浮选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0. 074 mm 75%条件下,以石灰为pH调整剂、BK404为捕收剂、BK202为起泡剂,原矿经1粗2扫—再磨(-0. 045 mm 89%)—4精、中矿顺序返回全流程闭路浮选,可获得铜品位22. 45%、铜回收率87. 29%、钼含量1. 69%的铜钼混合精矿,相比2粗1扫—粗精矿再磨(-0. 038 mm 89%)—4精2扫、中矿集中返回全流程闭路浮选,铜回收率高8. 06个百分点,优势比较明显,实现了矿石中铜钼的有效富集回收。

车河选矿厂铅锑浮选工艺流程优化改造

针对车河选矿厂铅锑浮选铅锑金属流失严重、铅锑浮选作业回收率低、铅锑精矿质量波动大等问题,通过取消锌浮选中矿返回浓密池、新增1粗3精铅锑浮选流程和铅锑精矿灵活出口等措施进行工艺流程优化改造。改造后,工艺流程生产灵活性强,能较好地适应矿石性质变化,解决了锌脱杂浮选给矿矿浆p H值偏高问题。相比改造前,铅锑精矿铅品位由29.78%提高到35.53%,回收率由51.23%提高到了66.20%,经济效益显著。

产物粒度组成分析及工艺流程改进

针对铜矿峪矿矿石软硬程度不均,选厂技术指标波动较大的现状,分析了影响选矿指标的主要因素,并对如何提高铜矿峪选矿技术指标提出了一些对策。

晴隆碳酸盐型萤石矿选矿生产实践

某萤石选矿厂入选的碳酸盐型萤石矿中CaCO3平均含量达12%,采用盐化水玻璃+六偏磷酸钠抑制CaCO3,同时采用中矿超前返回的浮选工艺流程,降低了精矿中CaCO3含量,产品质量达到国标二级萤石精粉质量要求,新工艺成功应用于选矿生产实践,为开发利用该类型萤石资源提供了经验。

某难选高次生铜硫化铜矿石选矿试验研究及现场技术改造

通过对某高次生铜硫化铜矿矿石的工艺矿物学分析以及矿石特性的研究,确定了合适的浮选流程,并进行了不同条件的选矿试验。试验结果表明:通过使用高效捕收剂酯-305、添加适量的Na 2 S活化铜、采用中矿集中返回再磨工艺,可取得了较好的技术指标。在试验的基础上现场实施了简单的流程改造,对于含Cu 0.92%的原矿经过磨矿分级以及两次粗选浮选后、浮选粗精矿再经过两次精选,获得了Cu品位22.16%的铜精矿产品,同时Cu总回收率达到了92.72%,取得了较好的分选指标。