江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO₂含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K₂O+Na₂O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K₂O+Na₂O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K₂O含量7.65%,Na₂O含量1.65%,Al₂O₃ 含量16.40%,云母矿物回收率85%。      

某低品位微细粒金矿石浮选试验研究

对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究, 确定了浮选工艺参数为：磨矿细度-0.074 mm粒级占87.07%, pH调整剂硫酸用量1 500 g/t, 活化剂硫酸铜用量500 g/t, 捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为75 g/t, 经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路浮选流程获得了精矿金品位21.30 g/t、尾矿金品位0.28 g/t、精矿产率7.20%、金回收率85.51%的选别指标。     

攀西地区钒钛磁铁矿石弱磁选工序前浮选硫钴的探讨

攀西地区是我国最大的钒钛磁铁矿产区,钒钛磁铁矿石中除了主要元素铁、钒、钛以外,还伴生有硫资源储量6 000万t、钴资源储量90万t,具有很高的工业利用价值。当前攀钢矿业公司选矿厂对钒钛磁铁矿的选矿工艺流程是“阶段磨矿—弱磁选铁—选铁尾矿强磁选钛—强磁选钛粗精矿浮选脱硫—浮选钛铁矿”得到铁精矿、钛精矿和硫（钴）精矿,仅在钛精矿浮选脱硫阶段浮选回收得到硫（钴）精矿,因为钴品位＜0.3%,钴市场价格高时作为硫钴精矿销售,钴市场价格低时只能作为硫精矿销售,造成了钴资源的浪费。开展了弱磁选工序前浮选回收硫钴的试验研究,目标是硫化矿物的早收快收集中收。实验室在磨矿细度-0.074 mm占45%,硫酸铜用量250 g/t、异戊黄药用量150 g/t、3#起泡剂用量30 g/t,一段浮选得到产率14.33%,硫品位3.11%、钴品位0.06%、镍品位0.03%、铜品位0.10%,硫回收率68.14%、钴回收率35.12%、镍回收率47.23%、铜回收率43.12%的粗硫钴精矿。探讨了实验室球磨机磨矿浮选一体机和浅槽快速浮选机,并开展了验证试验,认为浅槽快速浮选机是研究发展方向。     

某低品位氧化铅锌矿中银的浮选回收试验

云南某低品位氧化铅锌矿中银具有回收价值,品位为128 g/t,且矿石嵌布粒度细、氧化程度高、泥化严重,选别困难。为代替浸出工艺,进行浮选回收银的试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 85%,捕收剂SHDA用量300 g/t和硫化钠用量1 kg/t、丁基黄药用量500 g/t的条件下,原矿经SHDA浮选—硫化-黄药法浮选—浮选尾矿磁选联合流程处理,可获得银回收率61.06%的综合精矿,并伴随回收了铁、铅、锌,可为选矿工艺流程的确定提供参考。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

东鞍山铁矿石高效分选新技术研究

针对东鞍山烧结厂赤贫铁矿选矿过程中存在的流程复杂和铁精矿回收率低等问题,在矿 石工艺矿物 学研究基础上,提出采用“磨矿—弱磁—强磁—混磁精矿再磨—反浮选”短流程高效分选新技 术开展试验研究。结 果表明,在磨矿细度-0.074 mm 占 80%、弱磁选磁场强度 80 kA/m、强磁粗选磁场强度 480 kA/m、强磁扫选磁场强度 640 kA/m 的条件下得到混磁精矿;混磁精矿再磨细度为-0.038 mm 占 90%,然后在粗选矿浆 pH=11.5、淀粉用量 1 100 g/t、CaO 用量 750 g/t、ksIII 用量 1 300 g/t,精选 ksIII 用量为 650 g/t 条件下进 行反浮选,全流程扩大连续试验获得了精 矿铁品位 66.28%、回收率 76.67% 的技术指标。     

陕西某微细粒金矿石选矿试验

为了研究微细粒金矿石的选矿试验工艺,获得高品位和高回收率的金精矿,对陕西某微细粒金矿石进行了浮选试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化,获得了最佳工艺条件,在磨矿细度为-74μm 80%、p H值调整剂碳酸钠用量为2 500 g/t(p H值为8.5)、活化剂硫酸铜用量为300 g/t、组合捕收剂为丁基黄药75 g/t+丁铵黑药75 g/t、2#油用量为10 g/t的条件下,经过2粗1精3扫的工艺流程,获得了金精矿品位为42.90 g/t、回收率达到87.82%的较好指标,达到了通过浮选富集的目的。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

广西某金矿选矿探索性试验研究

广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

紫金山尾矿回收明矾石与地开石的浮选试验研究

针对紫金山铜矿铜硫浮选的尾矿进行了选矿工艺研究。采用抑明矾石浮地开石工艺,加入抑制剂淀粉、HY抑制明矾石,十八胺捕收地开石;油酸钠作为明矾石的捕收剂,可以实现紫金山铜硫浮选尾矿回收地开石、明矾石,在淀粉用量1.2 kg/t、HY的用量175 g/t、十八胺用量38 g/t、矿浆p H 7.5、油酸钠210 g/t时,可以得到地开石精矿品位为51.09%、明矾石的含量为17.80%,明矾石精矿品位58.52%、地开石的含量为19.37%,达到工业用二级标准。     

贵州某高硫低品位锑矿选矿试验研究

针对贵州某高硫低品位硫化—氧化锑矿进行了选矿试验研究,试验采用新型组合抑制剂HY1-1作为黄铁矿抑制剂,硝酸铅作为辉锑矿活化剂,乙硫氮作为捕收剂。浮选尾矿采用分级—摇床流程回收氧化锑矿。全流程闭路试验获得含锑45.48%的锑精矿1和含锑23.67%的锑精矿2,精矿总回收率为82.61%。     

某铋锌铁多金属矿石选矿试验

为了给某铋锌铁多金属矿石的合理开发利用提供依据,针对矿石性质特点,选择SN-9^#作为铋矿物的选择性捕收剂,采用铋锌依次浮选-弱磁选工艺流程进行选矿试验,并在浮铋粗选时添加组合抑制剂Na₂SO₃+ZnSO₄,在浮铋精选和浮锌精选时分别添加新型环保高效抑制剂CK-1^#和CK-2^#,获得了铋品位为17.96%、铋回收率为68.08%的铋精矿,锌品位为48.03%、锌回收率为88.61%的锌精矿和铁品位为66.11%、铁回收率为66.15%的铁精矿,有效实现了铋、锌、铁的综合回收。此外,铋精矿和锌精矿中还分别富集了823.57 g/t的银和301 g/t的铟。     

新型抑制剂在某铅锌硫混合精矿浮选分离中的应用

采用新型抑制剂X33和L3对云南某铅锌硫混合精矿进行浮选分离试验研究。结果表明该抑制剂替代传统抑制剂，能很好地分离铅锌硫混合精矿，其药剂工艺环保，用量低。含铅17.35%、锌6.76%和铁31.04%的铅锌硫混合精矿经过浮选分离后，可得到含铅64.59%、铅回收率95.49%、含银326.8 g/t、银回收率83.29%、含锌4.64%的铅精矿和含锌51.56%、锌回收率64.09%、含铅3.55%的锌精矿，以及含硫43.4%、硫回收率78.67%的硫精矿。      

含次生铜的铜钼矿选矿试验研究

针对含次生铜较多的西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体铜钼矿矿石进行了选矿工艺试验研究。由于矿体含次生铜较多,很难抑制,铜钼分离过程中硫化钠用量较大;通过试验对比,采用新型抑制剂BK510,取得了较好的铜钼分离效果,小型闭路试验获得的指标为:钼精矿品位49.15%,钼回收率84.87%;铜精矿品位29.15%,铜回收率90.47%;铜精矿含金0.73g/t,含银69.17g/t,金回收率40.18%,银回收率39.24%。     

氧化铅锌矿石浮选新药剂的应用研究

氧化铅锌矿石浮选新药剂的研究关系到大量复杂的氧化铅锌矿资源的开发利用。本文报导从氧化铅锌矿石中浮选硫化铅矿物的新捕收剂ＰＮ及相应的抑制剂ＢＤ_１。使用ＢＤ_１（５０ｇ／ｔ）和硫酸锌（０～４０ｇ／ｔ）配合作抑制剂，显著提高了硫化铅矿物浮选效率，从５５．５２％提高到６４．０３％，氧化铅浮选时，使用ＢＤ_２（０～１００ｇ／ｔ）和六偏磷酸钠（１００ｇ／ｔ）作抑制剂，碳酸铅矿物浮选效率从５３．１８％提高到５４．６５％；而氧化锌浮选时，使用ＢＤ_２（０～１００ｇ／ｔ）和六偏磷酸钠（５０ｇ／ｔ）作抑制剂取得了更明显的效果，碳酸锌矿物的浮选效率从６４．８１％提高到７２．２９％，锌粗选作业回收率８４．８１％，粗精矿中锌品位３０．５０％。可见，所研制的ＰＮ捕收剂和ＢＤ_１、ＢＤ_２抑制剂，对提高氧化铅锌矿石浮选指标起了重要作用。     

云南某铜钼多金属矿选矿工艺试验

为合理回收云南某含铜、钼平均品位分别为0.52%、0.011%的低品位难分选铜钼多金属矿,在矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 57.81%、捕收剂OL-2用量为80 g/t、抑制剂TL-1用量为300 g/t的最优条件下,铜钼混和粗选通过粗磨抛尾、粗精矿再磨、1粗2精3扫;在浮选调整剂水玻璃用量为1 204.7 g/t、氟硅酸钠用量为680.2 g/t的最佳条件下,铜钼分离浮选采用1粗4精1扫的选矿工艺流程;最终获得了铜品位为25.85%、铜回收率为87.729%、含钼0.033%的铜精矿,钼品位为46.35%、钼回收率为76.35%的钼精矿;试验综合指标较好,为该铜矿高效开发利用铜、钼资源提供了科学依据及技术支撑。     

The selective flotation of arsenopyrite from pyrite

Flotation tests were conducted to compare the arsenopyrite depressing effect of MAA with pH control, potassium permanganate and pre-aeration. The recovery and selectivity were optimised by varying the collector and depressant concentration, pH and the effect of copper sulphate addition. It was found that with MAA, depression of arsenopyrite was possible however, the recovery of pyrite was also adversely affected. To achieve the best separation, the pulp conditions were a pH of 8, 2.14 × 10⁻³ mol/l sodium ethyl xanthate and 250 mg/l of MAA depressant. These conditions resulted in an overall arsenopyrite recovery of 25.5% and a pyrite recovery of 62.1%, a decrease in recovery of 63.0% and 7.5%, respectively.     

新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究

新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。     

新型捕收剂SCA在河南某白钨选矿厂的应用研究

针对白钨矿在低温高碱条件下粗选回收率低的难题, 开发了一种新型捕收剂SCA, 并在河南某白钨选矿厂进行了工业应用。结果表明, SCA比现场用捕收剂FX-6具有更优的白钨捕收性能和更强的耐低温、耐高碱性能; 在抑制剂Y1用量30 g/t、温度10 ℃、pH值11.0、SCA用量220 g/t条件下, 经一粗两扫闭路浮选, 可获得WO₃回收率79.95%的白钨粗精矿, 相比FX-6, 回收率提高了4.53个百分点; 工业应用中, 在捕收剂用量降低20.37 g/t条件下, 使用SCA时的WO₃回收率比使用FX-6时提高了2.76个百分点。SCA在低温高碱条件下对白钨矿的浮选指标较好, 具有广阔的工业应用前景。