某铜矿伴生金银综合回收试验

某铜矿石含铜０．４９％,硫１１．４６％,金、银分别为０．６４ ｇ／ｔ和１７．８９ ｇ／ｔ. 根据矿石中铜、金、银的赋存状态,采用浮选工艺流程综合回收铜、金和银. 结果表明:采用铜硫混合浮选流程,可获得含铜１８．９９％,回收率为８４．１０％的铜精矿,铜精矿中金银回收率分别为４８．１７％和３５．８４％;采用铜硫等可浮浮选流程,可获得含铜１９．４１％,回收率为８３．８５％的铜精矿,铜精矿中金银回收率分别为４４．９７％和３２．６５％. 铜硫混合浮选流程可对铜、金、银较好的综合回收,流程易于控制,生产便于管理.     

疏水絮凝浮选新工艺处理难选细粒氧化锑矿

在ｐＨ值７．５￣８的条件下，研究了疏水絮凝浮选新工艺处理难选细粒氧化锑工业矿石。研究证明，当细粒氧化锑浮选在给矿品位为１．９７％，氧化率为８７％时，可获得精矿品位为１７％￣１９％，回收率为７０％￣７４％的氧化锑精矿，这与现在工厂所用摇床选收比较，精矿品位提高了５％，回收率增加约５０％。     

某钨钼矿的选矿工艺试验研究

某钨矿为含钨矽卡岩型矿石,采用浮选方案,分选回收钼、钨．着重研究了731氧化石蜡皂白钨常温浮选工艺．并获得高质量的钼、钨精矿．钼精矿品位46．12％,回收率76．87％;白钨精矿含W0370．18％,回收率85．31％．     

响应曲面法优化某低品位细粒锡石浮选

根据云南文山某多金属矿选锌尾矿的MLA工艺矿物学分析,初步确立了采用浮选回收其中锡石的工艺.为进一步明确浮选药剂制度,分别进行了捕收剂用量单因素试验及调整剂用量响应曲面优化试验.单因素试验结果表明,对于该选锌尾矿,捕收剂JSY-19的最佳用量为1 200g/t,辅助捕收剂P86最佳用量为70 g/t.响应曲面优化试验结果表明,各调整剂的最佳用量分别为Na2CO3157. 75 g/t、CMC 40. 84 g/t、KT-51 362. 76 g/t,在该条件下,锡精矿品位和回收率分别可达3. 31%和72. 18%,实际浮选结果与软件优化拟合结果基本一致.采用上述试验确立的药剂用量进行浮选闭路实验,最终获得的锡精矿品位为6. 04%,回收率为85. 21%.     

Knelson离心选矿机回收锡尾矿中锡石的可行性分析

对Knelson离心选矿机的基本分选原理及其在国内外矿山的应用现状进行分析,并结合当前国内外尾矿中锡石的回收现状,以云南个旧某含锡尾矿为例,采用Knelson离心选矿机对锡尾矿中的微细粒锡石进行了初步的试验和探讨,试验结果表明Knelson离心选矿机对锡尾矿中微细粒锡石具有一定的富集效果,离心机精矿中锡的品位和回收率分别为13.6%、58.3%,试验指标要优于摇床重选。     

低硫低铜磁铁矿选矿工艺研究

对低硫低铜磁铁矿进行了不同选别工艺研究，采用先浮后磁和使用高选择性捕收剂可获得精矿含铁64．12％，含硫0．37％，回收率84．34％的合格铁精矿，含铜13．83％，回收率50．91％的铜精矿，含硫34．23％，回收率73．85％的硫精矿，明显提高了矿产资源利用率。     

攀枝花钛精矿浮选新工艺研究

针对攀钢选钛厂现有流程复杂、钛铁矿回收率低等问题,提出了"弱磁除铁—浮选脱硫—钛浮选"的全粒级选别新工艺流程。该工艺流程简单,试验指标理想。小型试验获得了钛精矿(TiO2)品位47.4%,钛回收率45.8%的选矿指标。试验中发现:原矿中的钛磁铁矿、入选细度和矿浆的pH值等因素对浮选指标有较大的影响。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿原矿铜、铅品位较低,矿物共生关系复杂,易浮难分的特点,采用"铜铅混浮-浮锌"的简单工艺流程,铜铅混合粗选时使用亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂、丁铵黑药+丁基黄药组合捕收剂,实验室小型闭路试验获得了铜铅混合精矿中铅品位21.67%,回收率75.68%,铜品位2.37%,回收率75.54%;锌精矿品位55.42%,回收率88.12%的选别指标,可有效实现铜铅锌的浮选回收。     

贵州某地混合铜矿选矿试验研究

对贵州某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。原矿入选品位Cu 1.27%、Ag 3.80 g/t,含As 4.46 g/t,铜氧化率为23.87%,属混合铜矿。根据矿石性质,分别拟定并开展了"氧硫混选""氧硫分选"和"浮选—尾矿酸浸"3种选铜工艺的探索对比试验,试验结果表明,"浮选—尾矿酸浸"是适宜的选铜流程。试验表明:1)在较佳的分选条件下,原矿经"浮选—尾矿酸浸"联合流程选别后,可获得铜精矿产率4.41%、Cu品味20.52%、回收率73.05%;浸液铜品位880.00 mg/L、浸出率14.16%,铜总回收率87.21%的技术经济指标。铜得到了回收利用。     

选冶联合工艺从钨尾矿及细泥中回收钨的试验研究

研究了采用粗浮选——钨粗精矿直接碱分解的选冶联合流程处理钨尾矿、细泥及浸出渣的工艺,确定了浮选和碱分解的较优实验条件,对传统浸出和微波浸出钨精矿效果作出了客观的评价．结果表明：在选冶联合工艺条件下,WO3品位为0．39％的钨尾矿及细泥经粗浮选、微波辅助碱分解后WO3回收率可达82．6％．微波辅助浸出比传统加热浸出效率高．     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁(TFe)含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标:精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁（TFe）含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标：精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

贵州织金含稀土磷矿石的浮选富磷降镁实验

针对贵州织金含稀土磷矿石进行了选矿富磷降镁实验,原矿P₂O₅品位21.80%,MgO质量分数8.31%,采用一段反浮选流程,可获得精矿P₂O₅品位33.35%,MgO质量分数为1.36%,P₂O₅回收率86.53%;考察了选矿产品中稀土元素总量（∑REE）和重金属元素Pb、Cd的质量分数及走向,并分析精矿中∑REE、重金属元素Pb与P₂O₅品位之间的相关性。结果表明:重金属元素Pb和稀土元素在精矿中富集,而重金属元素Cd在尾矿中富集,为后续含稀土磷矿石的分离利用提供了依据。     

Effect of organic depressant lignosulfonate calcium on separation of chalcopyrite from pyrite

In order to selectively separate chalcopyrite from pyrite, the effect of organic depressant lignosulfonate calcium (LSC) on the flotation separation of chalcopyrite from pyrite was investigated by flotation tests. The depression mechanism was studied by Fourier-transform-infrared (FTIR) analysis. The flotation tests of single mineral show that LSC can depress the flotation of pyrite in a certain pH range, but it has little effect on chalcopyrite flotation. Flotation separation of a mixture of chalcopyrite and pyrite can be completed to obtain a copper concentrate grade up to 24.73% with a recovery of 80.36%. IR analysis shows that LSC and butyl xanthate compete in absorption on pyrite surface, and there exists an LSC characteristic peak on pyrite surface. There is little adsorption of LSC on chalcopyrite.     

辽宁凤城含铀硼铁复合矿分选研究

针对辽宁凤城硼铁复合矿资源,在综合测定矿石成分及其目的矿物嵌布特性的基础上开展矿物分选试验研究,采用弱磁场磁选机回收磁铁矿,应用水力旋流器、螺旋溜槽以及摇床等重选设备回收晶质铀矿物,以氧化石蜡皂作为捕收剂、Na2CO3作为矿浆pH值调整剂浮选分离硼矿物．结果表明,当磨矿细度小于0．047mm占99．26％时,铁精矿中TFe品位达到60．27％,回收率为79．21％;重选回收铀矿物效果较好,但是浮选分离指标有待大幅度提高．进一步提高目的矿物单体解离度是改善分选指标的关键．     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

Two-step flotation recovery of iron concentrate from Donganshan carbonaceous iron ore

The flotation of pure and natural carbonaceous iron ore samples in the oleate flotation system was investigated. Starch can depress hematite effectively in a wide pH range, but cannot depress siderite efficiently in neutral conditions. The flotation recovery of pure hematite, siderite, and quartz in the oleate-starch-CaCl₂ system is significantly different when the slurry pH varies from 4 to 12. A novel two-step flotation process was developed for the separation of iron concentrate from Donganshan carbonaceous iron ore through which the siderite concentrate is first recovered and the high quality hematite concentrates with relative high iron recovery can be obtained in the second step flotation. The siderite concentrate may be utilized directly or undergo further concentration steps to increase iron grade.     

由龙头汪金矿硫精砂中综合回收金银铜的研究

研究探讨了从硫精矿中综合回收金银铜的途径．确定了最易实现工业化的浮选流程。在原硫精矿害Cu、Au、Ag、S分别为0．67%、5．01g／t、17．23g／t、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=77．74%，εAu=40.72%，浮选尾矿中βs=35．42%，εs=97．31%，可作为硫精矿出售。     

某锡矿选矿新工艺的研究

本文以摊铺机熨平板调拱机构为例,通过弹性机构的变形分析,建立起弹性机的的新概念,并为工程的实际应用总结出分析这类机构的一般方法。     

铝硅酸盐矿物新型浮选捕收剂的研究

考察了自行合成的新型阳离子表面活性剂QAS222对高岭石、叶蜡石和伊利石等铝硅酸盐矿物的浮选行为,试验研究结果表明：广泛矿浆pH范围内,新型阳离子表面活性剂QAS222对铝硅酸盐矿物既表现出较强的捕收力,又显示良好的选择性,是铝硅酸盐矿物的有效捕收剂,可应用于铝硅酸盐矿物的浮选富集,同样也可用于铝土矿、铁矿、萤石矿等选别过程的反浮选脱硅;在矿浆pH=11时,以QAS222为捕收剂,不添加其它任何抑制剂,成功地实现不同铝硅比的人工混合矿的反浮选脱硅,并获得较好的选别指标——当给矿A/S仅有2．7时,仍能获得精矿A／S为12．82,其中Al2O3品位77．79％、回收率69．91％的较好指标,且当给矿A／S不断增大时,精矿中的A/S,Al2O3的品位和回收率都有所提高．