某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

高岭土尾矿中低品位铅锌硫化矿捕收-抑制-再活化浮选研究

对高岭土尾矿所含低品位铅锌硫化矿进行了分别回收铅、锌、硫精矿的浮选分离研究。采用捕收-抑制-再活化浮选工艺流程获得了铅品位和回收率分别为69.32%、75.95%的铅精矿, 锌品位和回收率分别为59.23%、82.53%的锌精矿以及硫品位和回收率分别为52.52%、70.22%的硫精矿。     

建水某铅锌矿选矿工艺研究

针对建水某铅锌硫矿石, 采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程, 可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿, 锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿, 及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿, 有价元素得到了有效回收。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂, 采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素, 获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%, 铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%, 锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%, 硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标; 铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

云南某铅锌矿选矿试验研究

云南某铅锌矿原矿铅品位为1.09%,锌品位为6.02%。其中锌主要以硫化矿的形式存在于矿物中,铅主要以氧化矿的形式存在。为了合理高效回收其有用元素,开展了选矿试验研究。原矿经过磨矿后,采用"一粗三精三扫"的浮选选锌试验流程和尾矿重选抛尾后再浮选铅的试验流程,得到了铅品位31.85%,回收率为40.18%的铅精矿;锌品位51.89%,回收率为84.96%的锌精矿。     

某铅锌硫化矿选矿试验研究

以山西某铅锌硫化矿为研究对象,试验采用抑锌浮铅的优先浮选流程,通过条件试验,确定了最佳的药剂制度,获得了铅品位为38.92%、回收率为90.65%的铅精矿和锌品位为50.64%、回收率为88.58%的锌精矿,为选矿厂的改扩建提供了依据。     

某地区磁黄铁矿型铅锌硫化矿浮选试验研究

对某地区难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿开展了铅、锌综合回收工艺试验研究。以新型酯类铅矿物捕收剂ZQ-11与25^#黑药组合作铅捕收剂浮选铅矿物,铅浮选尾矿进行磁选脱硫,脱硫尾矿以丁基黄药作捕收剂浮选锌矿物,在原矿铅品位1.84%、锌品位4.53%情况下,闭路试验获得了铅品位62.57%、含锌3.30%、铅回收率89.49%的铅精矿和锌品位43.37%、含铅1.01%、锌回收率85.79%的锌精矿,实现了难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿的有效回收。     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

复杂锌多金属矿浮选试验研究

某锌多金属硫化矿嵌布粒度细,分离难度大。针对矿石性质,采用铜铅锌全浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm 95%,全浮选精矿再磨细度-38μm 95%条件下,闭路试验获得铜品位18.65%、铜回收率71.26%的铜精矿,铅品位51.34%、铅回收率67.50%的铅精矿,以及锌品位49.51%、锌回收率87.24%的锌精矿,研究结果为该矿产资源开发利用提供了工艺依据。     

某富银铅锌多金属矿选矿试验研究

某富银铅锌多金属矿, 银、铅、锌的品位分别为225 g/t、3.26%、1.14%，所含矿物以硫化矿为主，另含有少部分氧化矿。为更好的回收细粒嵌布的银矿石，本文通过选用BK809作为硫化银铅捕收剂、采用“硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离—锌硫混浮尾矿再选氧化铅”工艺、并对硫化银铅精矿进行再磨处理，闭路试验获得了以下指标：铅总精矿中金品位3.56g/t、金回收率49.94%、银品位3777g/t、银回收率71.22%、铅品位55.57%、铅回收率71.73%；锌精矿中锌品位53.60%、锌回收率69.46%；硫精矿中硫品位40.90%、硫回收率45.79%，实现了矿石综合回收。     

从湖南某钨多金属矿尾矿中回收伴生萤石试验研究

对湖南某钨多金属尾矿进行了综合回收萤石的浮选试验研究.实验室试验采用一粗一扫四精浮选流程,结合萤石高效浮选药剂,获得了萤石品位96.39％、总回收率62.65％的萤石精矿;新工艺工业试验获得萤石平均品位87.62％、平均回收率59.64％的萤石精矿指标,浮钨尾矿中伴生的萤石资源得到了高效综合回收.     

重晶石-石英-萤石型伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

新型抑制剂对高钙萤石矿抑制机理及工艺研究

针对CaF₂品位30.32%、CaCO₃品位35.42%的某高钙萤石矿，以油酸钠为萤石捕收剂、新型药剂SS-1为抑制剂，通过单矿物试验研究了抑制剂SS-1对萤石和方解石浮选性能的影响，采用接触角和吸附测试对抑制剂SS-1的抑制机理进行了分析。结果表明，在中性条件下，SS-1大量吸附在方解石表面，抑制了方解石的上浮，方解石回收率从66.93%降低到9.88%；同时，抑制剂SS-1少量吸附在萤石表面，对萤石浮选起到了促进作用，萤石回收率从96.03%提高到96.56%。根据单矿物试验分析结果，对高钙萤石实际矿进行了多段浮选试验研究，确定了粗精矿再磨、一粗八精一扫、中矿顺序返回闭路工艺流程，最终获得了CaF₂品位97.86%、回收率89.59%的萤石精矿。     

某白钨加温浮选尾矿回收萤石试验研究

为综合回收某白钨矿加温浮选尾矿中的萤石资源,采用“磨矿-水置换浓缩-萤石浮选”工艺,在给矿CaF₂品位25.47%条件下,获得了CaF₂品位92.35%、回收率60.59%的萤石精矿。     

河南某白钨矿伴生高钙萤石综合回收新工艺研究

对河南某白钨矿伴生高钙萤石进行了综合回收试验研究。以其白钨粗精矿为研究对象,通过反浮选预先脱除碳酸钙、再综合回收萤石的新工艺流程,使得伴生萤石资源得以高效回收利用。使用水玻璃作为预精选萤石抑制剂、氧化石蜡皂作为粗选捕收剂、酸化水玻璃和ATM作为精选抑制剂,经过一预一粗七精浮选流程,得到CaF₂品位93.95%、回收率24.15%的萤石精矿。依据实验结果进行了50 t/d的半工业试验,得到萤石精矿平均品位90.52%、平均回收率21.82%。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。     

新型捕收剂在萤石浮选中的应用研究

在低温条件下, 将新型捕收剂XL-2应用于某低品位萤石矿浮选, 采用两段磨矿, 七次精选, 开路试验得到含CaF₂ 98.59%的精矿产品, 闭路试验得到萤石精矿品位97.82%, 回收率87.26%的选别指标, 显示了XL-2良好的萤石选别效果和较强的抗低温性能。     

柿竹园白钨浮选尾矿综合回收萤石试验研究

柿竹园白钨浮选采用733-烧碱法,矿浆pH值在12以上,不利于后续的萤石综合回收。本研究针对柿竹园白钨浮选尾矿,采用硫酸为活化剂、水玻璃为抑制剂、733为捕收剂,进行了综合回收萤石的试验研究,最后采用一次粗选、两次扫选和五次精选工艺流程,可获得萤石精矿品位94.31%、回收率70.06%的试验指标。     

柿竹园野鸡尾铜锡矿体萤石泥砂分选选矿试验研究

湖南郴州柿竹园野鸡尾铜锡矿体含有铜、锡、锌、钨、萤石等多种有价元素,为了综合回收其中的有价元素,整体选矿工艺流程长而复杂。萤石浮选处于整个选矿流程的最后端,之前添加浮选药剂对萤石浮选的影响很大。本论文采用旋流器分离泥砂,对细泥和沉砂分别浮选,降低其他浮选药剂对萤石主体部分浮选的影响。泥砂混选闭路试验萤石精矿品位94.14%,回收率为73.54%；旋流器沉沙闭路试验试验萤石精矿品位95.72%,回收率为80.33%,旋流器溢流开路试验萤石精矿品位为88.33%,回收率为3.86%,泥砂分选总回收率为84.19%,回收率远高于全泥浮选。     

新型捕收剂BK410在某萤石矿中的应用

研究采用新型捕收剂BK410浮选某石英—方解石型萤石矿。试验结果表明,采用水玻璃作抑制剂、BK410作捕收剂,采用一次粗选、两次扫选、粗精矿一段再磨、七次精选工艺流程,可获得萤石精矿含CaF2 97.88%、回收率83.45%、含SiO2 0.72%、CaCO3 0.71%的浮选指标。