安徽省某铁矿石不同分选工艺试验

对安徽省某铁矿石进行了工艺矿物学分析,结果表明,矿样中铁主要以磁铁矿形式存在,占总铁的79.02%。针对该矿样进行了分级—细粒预选—粗粒阶段磨选,阶段磨矿阶段选别,预选抛废—阶段磨矿阶段选别3种流程的对比试验,3个流程所得铁精矿指标相近,预选抛废—阶段磨矿阶段选别流程可以获得硫品位较高的浮选给矿并提前抛除粒度较粗的合格尾矿。     

某镜铁矿石选矿试验研究

某镜铁矿选矿厂原采用连续磨矿—单一强磁选流程,选别指标不理想,为此对其进行了阶段磨矿、强磁—反浮选流程试验研究,取得了精矿铁品位49.78%、回收率76.68%的良好选别指标。试验结果表明,磨矿粒度是影响选别指标的主要原因,阳离子反浮选对提高铁精矿品位和回收率有利。     

某镜铁矿石选矿试验研究

某镜铁矿选矿厂原采用连续磨矿—单一强磁选流程,选别指标不理想,为此对其进行了阶段磨矿、强磁—反浮选流程试验研究,取得了精矿铁品位49.78%、回收率76.68%的良好选别指标。试验结果表明,磨矿粒度是影响选别指标的主要原因,阳离子反浮选对提高铁精矿品位和回收率有利。     

攀西某铁矿选矿试验研究

采用3种流程方案(一段磨矿一段选别工艺流程、阶段磨矿阶段选别工艺流程和粗粒抛尾-一段磨矿一段选别工艺流程)对某全铁品位14.34%的铁矿进行选别。试验结果表明, 采用粗粒抛尾-一段磨矿一段选别-浮选脱硫工艺, 可以获得含铁62.85%、钒1.21%、铁回收率48.45%、钒回收率72.32%的优质铁精矿。该流程具有工艺合理、流程简单、生产成本低等优点, 是处理该铁矿较为合理的选矿工艺流程。     

碳酸盐化硫化镍矿石浮选工艺研究

采用"一段磨矿一段浮选镍铜反浮选分离"与"两段磨矿两段浮选"流程选别碳酸盐化硫化镍矿石的研究和实践表明,"两段磨矿两段浮选"流程的选别效果优于"一段磨矿一段浮选镍铜反浮选分离"流程的选别效果,而且浮选作业次数少,药剂制度简单易行.     

碳酸盐化硫化镍矿石浮选工艺研究

采用“一段磨矿一段浮选镍铜反浮选分离”与“两段磨矿两段浮选”流程选别碳酸盐化硫化镍矿石的研究和实践表明．“两段磨矿两段浮选”流程的选别效果优于“一段磨矿一段浮选镍铜反浮选分离”流程的选别效果．而且浮选作业次数少．药剂制度简单易行．     

某微细粒赤铁矿选矿工艺研究

对某微细粒赤铁矿分别采用阶段磨矿—重选—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程和阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程进行了选别试验,前者获得的铁精矿铁品位为64.88%,铁回收率为79.91%,后者获得的铁精矿铁品位为65.45%,铁回收率为79.84%。从选别指标、流程结构及磨矿成本考虑,推荐采用阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程。     

广西盘龙铅锌矿低碱浮选试验研究

针对广西中金岭南矿业有限责任公司盘龙铅锌矿选矿厂铅锌选矿回收率偏低、流程中矿循环量过大、流程不稳定等实际生产问题,进行了浮选流程优化试验研究。采用低碱选铅—高碱选锌流程,其中铅浮选采用苯胺黑药+丁基铵黑药的组合药剂作为捕收剂,硫酸锌作为抑制剂;锌浮选采用异丙基黄药作为捕收剂。对铅粗精矿进行了再磨,以提高金属解离度,减少中矿在流程中的循环累积,有利于生产流程控制和稳定生产指标。全流程闭路试验获得含铅57.88%、铅回收率为61.54%的铅精矿和含锌49.92%、锌回收率为90.04%的锌精矿。与选矿厂高碱铅浮选流程相比,选别指标实现了提升。     

螺旋溜槽选别赤铁矿

<正> 马钢姑山选矿厂原设计的选别流程是跳汰-磁选-浮选联合流程。即跳汰获得合格粗粒精矿和丢弃尾矿,阶段磨矿阶段选别跳汰中矿,一次磨矿产品用强磁选丢尾矿,二段磨矿产品由浮选获得合格细粒精矿。其生产指标远远低于设计指标。1978年以来,采用螺旋选矿机取代强磁选选别跳汰中矿粗磨产品,获得较好指标。姑山铁矿床系中温热液交代矿床。铁矿物以赤铁矿为主,有少量假象赤铁矿、磁铁矿。脉石矿物主要是石英,次为高岭石、玉髓、蛋白石等。矿石     

河北某矽卡岩型铁矿石的综合利用

对矽卡岩型铁矿石,采用浮选—磁选流程选别,浮选得到合格的硫精矿,浮选尾矿再磁选出铁精矿,使该矿石实现综合利用     

难选氧化锌矿浮选过程中脱泥作业的生产实践

氧化铅锌矿石嵌布粒度比较细、含泥比较高,为消除矿泥对选别流程的影响,一般需在选别前进行脱泥,采用旋流器两段闭路脱泥工艺流程在难选氧化锌浮选过程中应用后,取得了满意的效果,浮选氧化锌精矿的品位可以达到25.80%,回收率达到83.56%,尾矿品位为1.58%。两段闭路脱泥工艺对于稳定选别流程,提高选别指标具有重要的意义。     

某选矿厂选别工艺流程优化

针对某选矿厂赤铁矿中含有大量磁铁矿的生产现状，通过进行相关试验研究，提出了将原阶段磨矿、粗细分级、重选-强磁-阴离子反浮选选别流程中的强磁-阴离子反浮选流程改为磨矿-分级-淘洗精选流程的建议。试验结果表明：采用磨矿-分级-淘洗精选流程可以获得良好的经济效益和社会效益。     

东鞍山碳酸盐贫赤铁矿选别工艺优化研究

针对采用"两段连续磨矿、粗细分级、中矿再磨、重选—强磁—分步浮选工艺"流程处理东鞍山含碳酸盐赤铁矿石存在最终精矿品位低等问题,进行了优化工艺流程的探索试验研究。研究结果表明,采用"阶段磨矿、阶段强磁抛尾、混磁精分步浮选工艺"流程处理该矿,通过三段磨矿、三段强磁抛尾,分段提前抛出合格强磁尾矿;三段混磁精采用分步浮选选别,获得品位为65.76%的较高品位最终精矿,较原流程提高4.24个百分点。     

磁浮新工艺选别白云鄂博中贫氧化矿第一阶段工业分流试验

本文介绍了弱磁—强磁—浮选流程选别包头白云鄂博中贫氧化矿综合回收铁、稀土的第一阶段工业分流试验结果,对其若干技术关键进行了系统的讨论,分析了主要选别作业的选别效果和主要矿物的分选行为,认为该新工艺流程能有效地回收铁和稀土。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

某氰化尾矿综合回收铜铅的试验研究

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程,对山东某黄金氰化厂氰化尾矿进行了实验室试验研究,结果表明:铅浮选采用一粗两扫三精的选别流程,选用水玻璃分散矿泥,硫酸锌抑制闪锌矿,异戊基黄药与乙硫氮作捕收剂,可取得铅回收率、品位分别为76.51%、43.28%的合格铅精矿;铜浮选采用一粗两扫两精的选别流程,选用脱药剂A、活化剂硫酸铜和B,捕收剂丁基铵黑药和Z-200号,可获得铜回收率、品位分别为62.03%、18.02%的合格铜精矿。     

白云鄂博氧化矿强磁选精矿浮选工艺研究

包钢选矿厂现行反浮选工艺流程对白云鄂博氧化矿强磁选精矿的选别效果较差,使白云鄂博氧化矿的精矿质量受到影响。为此,对白云鄂博氧化矿强磁选精矿进行了单一反浮选方案、反浮选-正浮选方案及正浮选-反浮选方案的试验比较。根据比较结果,采用反浮选-正浮选方案进行闭路流程试验,取得了精矿铁品位为59.32%,铁回收率为64.52%的较好选别指标。     

某锂辉石矿强化浮选及综合利用试验研究

针对川西某伟晶岩锂辉石矿原矿性质复杂的特点,对其进行了强化浮选分离及综合利用试验研究。通过三种流程方案对比,确定最优的选别工艺"阶段磨矿-阶段选别-组合捕收剂强化浮选分离技术",可分别获得产率为5.26%的云母精矿;Li_2O品位高达6.20%,回收率为87.34%的锂辉石精矿。通过对浮锂尾矿进一步回收长石的选矿工艺流程试验,可以获得K_2O+Na_2O含量为11.33%,作业回收率为85.77%,全流程K_2O+Na_2O回收率达到50.57%,Fe_2O_3含量只有0.21%的长石精矿,在一定程度上实现了此类难选伟晶岩型锂辉石矿的综合利用。     

河北某泥化黄铜矿浮选脱泥-微泡浮选试验研究

为提高选别回收率, 采用浮选脱泥、泥砂分选流程对河北某泥化黄铜矿进行了选矿试验研究。对于含泥泡沫, 以CMC与酸化水玻璃为组合抑制剂, 通过一粗三精二扫浮选柱浮选试验, 实现了该泥化黄铜矿的浮选分离, 最终获得精矿铜品位19.79%; 对脱泥尾砂进行后续再磨浮铜探索试验, 最终尾矿品位可降至0.11%左右。     

云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究

针对云南普洱某含泥且含锌方解石的氧化锌矿,对原矿采取了直接浮选法、摇床重选处理后再浮选、磨矿后脱泥再浮选及磨矿前脱泥再浮选等不同的选别方法回收氧化锌。试验结果表明,对含泥量大的氧化锌矿采用直接浮选法,矿石难以选别;采用摇床处理后再浮选法,摇床过程锌损失较大,摇床作业回收率只有50.00%,导致锌总回收率只有40.50%;对原矿磨矿后脱泥处理后再浮选,锌的回收率较重选法提高了18.70个百分点;采用磨矿前脱泥后再浮选的选别流程,较之原矿磨矿后脱泥再浮选,锌品位及回收率分别提高了9.46个百分点和8.30个百分点。采用磨矿前脱泥的氧化锌浮选新工艺已经在工业上获得了成功应用,生产指标稳定,精矿锌品位达到37.21%,锌回收率达到64.97%。