连云港某含氟磷灰石浮选提纯试验研究

连云港某含氟磷灰石矿P2O5含量为31.23%,脉石矿物主要为白云石、方解石和石英,含量分别为13.68%、6.82%和2.33%。为开发利用该矿石,采用正浮选工艺对其进行提纯试验研究。结果显示,在磨矿细度为-0.074 mm占76.80%条件下,以NaOH为pH调整剂,碳酸钠和硅酸钠为抑制剂兼分散剂,油酸钠为捕收剂,在浮选机叶轮转速为2 000 r/min,充气量为0.25 m³/h条件下,经1粗1精1扫闭路浮选,获得了P₂O₅含量为36.68%、回收率为89.90%的磷灰石精矿。红外光谱测定和表面Zeta电位测定结果表明,油酸钠主要以化学吸附形式吸附在磷灰石表面,降低了磷灰石的表面动电位,研究结果对类似磷矿资源的回收利用具有参考意义。     

某钨矿山多金属硫化矿综合回收试验研究

针对某钨矿山多金属硫化矿的矿石性质特点,开展了优先浮钼—铜铋混合浮选工艺、优先浮钼—浮铜—浮铋工艺和钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的工艺流程对比试验,结果表明:采用钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的全流程工艺,可获得含钼53.50%、回收率为92.72%的钼精矿,含铋11.30%、回收率为58.71%的铋精矿,含铜22.89%、回收率为87.62%的铜精矿,含锌55.28%、回收率为73.22%的锌精矿;而且铋精矿中含银9 000 g/t、含铅58.23%,回收率分别为66.89%、77.40%;同时浮选尾矿进一步回收可获得含钨38.52%、回收率为79.57%的钨精矿,实现了钼、铋、铜、锌、铅和钨的综合回收。     

永平铜矿铜硫浮选工艺的改造实践

对永平铜矿铜硫浮选工艺从混合浮选变为分步优先浮选, 再变为等可浮工艺的改造实践进行了评述。混合精矿均不再磨时, 分步优先浮选工艺的铜、硫回收率比混合浮选工艺分别提高2.37%和2.59 %, 但分步优先浮选工艺在经济上是否合理尚待研究。生产实践证明, 分步优先浮选工艺的铜粗选pH值难以控制, 硫回收率不稳定。将分步优先浮选工艺改为等可浮工艺, 在确保铜回收率的基础上, 较大幅度地提高了硫回收率。     

Use of fluorinated alcohols to intensify copper-nickel ore grinding

The experimental data are reported on intensification of the copper-nickel grinding by feeding fluorinated saturated mono-atomic alcohols of a general formula H - (CF₂CF₂) _n - CH₂ - OH into a mill. The feeding of this reagent into a mill at the rate of 25–100 g/t of feed provides better exposure of aggregates in the ore preparation circuit thus intensifying the subsequent ore flotation. The increment of copper and nickel recovery into a concentrate amounts to more than 4%. __________ Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 4, pp. 95–100, July–August, 2008.     

分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标

甘肃某铜矿石含铜1.6%左右,铜主要以黄铜矿的形式存在,但黄铜矿单体解离性能欠佳且可浮性不一致,对分选不利。现场采用常规浮选工艺处理该矿石,虽能获得合格的铜精矿,但选矿指标不是十分理想。为此,针对矿石性质,以具有较好选择性的LP-01为快速浮选捕收剂、以具有较强捕收能力的Y-89为强化浮选捕收剂进行了分步浮选试验,同时模拟现场工艺进行了对比试验。结果表明：采用分步浮选工艺可获得铜品位为25.61%、铜回收率为83.58%的铜精矿1和铜品位为13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2,两者合计,综合铜精矿铜品位为23.10%、铜回收率达95.94%;而采用现场工艺获得的铜精矿铜品位为21.86%%、铜回收率为93.88%。相比之下,分步浮选工艺使铜精矿铜品位提高了1.24个百分点、铜回收率提高了2.06个百分点,优越性明显。     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

柱机联合工艺在湖南某低品位白钨矿浮选中的应用

湖南某低品位白钨矿中脉石矿物以硅酸盐矿物及方解石、长石为主,该选厂存在生产流程长、分选效率低、回收率较低等问题.为此,采用旋流-静态微泡浮选柱与浮选机联合分选工艺,对该白钨矿进行了浮选试验研究.结果表明,在最佳试验条件下,即处理量25 kg/h,捕收剂硝酸铅和MTC用量各900 g/t,硫酸铝用量450 g/t,水玻璃...     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。     

微硅粉浮选中的纳米气泡稳定性及协同作用的讨论

针对微硅粉的提纯问题,提出了在微硅粉浮选中引入纳米气泡以提升浮选回收率的方案,分析了纳米气泡对浮选提纯微硅粉的影响;使用纳米颗粒跟踪分析(NTA)测定纳米气泡的稳定性和油酸钠对其稳定性的影响。结果表明:在捕收剂等量的情况下,在微硅粉浮选中引入纳米气泡,可以提高纳米SiO₂的回收率,在捕收剂用量为1.5 g/L时,纳米SiO₂回收率达到最大,为70.2 %;油酸钠可以提高水中纳米气泡的稳定性和分散性;纳米气泡可以提高浮选回收率,可能是由于纳米气泡与浮选中产生的普通浮选气泡发生协同作用。     

福建某银矿选矿工艺流程试验研究

根据某银矿的矿石性质,提出浮选-摇床重选的处理工艺,采用Na₂CO₃调浆、BK-301+LP-02混合捕收剂浮选工艺,可使银精矿品位达到1 210.00 g/t,回收率达到64.52%;采用摇床重选工艺处理浮选尾矿,可使银的总回收率提高3.93%,达到68.45%。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

浮选—磁选—重选联合工艺分选某风化型黑白钨细泥研究

为解决某选矿厂钨矿细泥对浮选工艺的影响,针对原矿洗矿后的微细粒风化细泥研发出白钨矿浮选—黒钨矿磁选粗选—摇床精选工艺,即利用高速剪切搅拌桶+旋流微泡浮选柱的设备组合浮选回收白钨矿,浮选尾矿经高梯度磁选机预选、摇床精选工艺产出黑钨矿精矿,产出的白钨矿粗精矿进入选矿厂原加温精选作业。试验结果表明:当样品WO₃品位0.96%时,可获得WO₃品位5.04%、WO₃回收率71.80%的白钨粗矿精矿和WO₃品位52.41%、WO₃回收率20.86%的合格黑钨精矿,WO₃综合回收率92.66%。      

Study on sulphidization roasting and flotation of cervantite

A new technology, sulphidization roasting of antimony mineral cervantite with elemental sulfur followed by froth flotation is reported in this paper. The effects of roasting temperature and time, sulfur to antimony molar ratio on the properties of treated product and its flotation behavior were studied. Optimum roasting conditions are: roasting temperature 723 K; roasting time 30 min; and sulfur to antimony molar ratio of 1.5. Under these conditions, the mineral phase changed from cervantite to stibnite as expected. The flotation recovery of the sulphidized cervantite is over 90%. A flotation concentrate grading 21.04% Sb with a recovery of 77.15% is achieved by sulphidization roasting and flotation from a feed grading 1.11% Sb in which cervantite is the main antimony mineral.     

弓长岭铁浮选尾矿浮选柱再选实验

针对弓长岭赤铁矿的浮选尾矿进行了磨矿—强磁选—中磁选预选实验，预选获得的磁选粗精矿铁品位为41.71%，产率为33.62%，铁回收率为84.21%；对比了浮选柱及浮选机粗选两种浮选工艺流程对预选粗精矿提质的影响。单因素实验结果表明浮选柱较佳工作参数为给矿压力0.08 MPa、充气量0.05 m³/h。经过浮选柱和两台浮选机组成的一粗一精一扫流程闭路实验，可以获得再选精矿产率为18.89%，品位为65.29%，铁回收率为74.07%的技术指标，相比于单一浮选机工艺的浮选铁品位和回收率，分别提高了0.27个百分点和2.61个百分点。     

新型有机抑制剂RC 在铜硫矿物浮选分离中的抑制作用

研究了新型有机抑制剂RC 在黄铜矿和黄铁矿浮选分离中的作用。单矿物浮选实验表明:这种抑制剂在整个pH 范围内, 对黄铁矿具有很好的抑制作用, 在黄铜矿的浮选实验中, 仅当pH ≈4 时, 抑制剂对黄铜矿产生了一定的抑制作用, 而在pH >4.5 时, 抑制剂对黄铜矿的浮选行为影响不大, 对黄铜矿抑制作用较弱。人工混合矿实验表明:RC 能有效实现铜硫矿物浮选分离, 使得铜精矿品位达到24.73 %, 回收率为80.36%。整个研究表明:在黄铜矿和黄铁矿浮选分离中, RC 不仅显示了很强的抑制黄铁矿的效果, 而且用量低、无毒、无污染, 是一种理想的铜硫选择性浮选分离抑制剂。     

管段高紊流强化煤泥柱浮选的应用及作用机理

为了强化煤泥的柱浮选与细粒级回收,调整了旋流-静态微泡浮选床的管流段长度,分析了不同管流段长度下的煤泥浮选效果、产品特性和承载能力变化规律,并结合流体动力学和浮选动力学理论探讨了其强化作用机理。结果表明:管流段长度由1.5 m延长至3.0 m后,在精煤灰分相当的情况下,精煤可燃体回收率提高6.46%;细粒级0.074~0.045 mm和0.045 mm回收率分别提高7.96%和8.41%,设备承载能力提高0.09 t/(h·m2);同时各自增幅都随入料干煤泥量的增加逐渐变大。管流段延长可以增大管流段的紊流动能值,提高颗粒-气泡的碰撞速率,促进整体浮选指标的提升。     

广西某铅锌锑多金属硫化矿无碱度浮选分离工艺研究

针对广西某铅锑锌多金属硫化矿石进行了弱磁选—铅锑优先浮选工艺研究.闭路试验结果表明,采用该工艺对该铅锑锌多金属硫化矿石进行选别,在原矿含Pb 2.27％、Sb 1.98％、Zn 13.43％情况下,获得了含Pb 27.61％、Sb 23.76％、Zn 5.47％的铅锑精矿,铅回收率89.09％,锑回收率88.78％.与...     

行洛坑钨矿伴生钼铜铋浮选分离新工艺研究

为提高宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标,采用优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离-铋粗精矿再浸出收铋新工艺进行了试验研究,获得了钼品位为45.37%、钼回收率为90.46%的钼精矿,铜品位为23.01%、铜回收率为91.03%的铜精矿及铋品位为62.37%、铋回收率为60.09%的铋精矿。与现场原来采用的钼铜铋依次优先浮选工艺相比,试验新工艺使钼精矿钼回收率提高了4个百分点以上、铜精矿铜回收率提高了8个百分点以上、铋精矿铋回收率提高了52个百分点以上,效果显著。     

微细粒黄铁矿柱浮选试验

研究了用旋流喷射浮选柱浮选-19 μm占86.88%微细粒黄铁矿单矿物时,药剂用量和充气速率对总回收率和粒级回收率的影响,比较了旋流喷射浮选柱与普通浮选机对该微细粒黄铁矿的回收效果。结果表明：用旋流喷射浮选柱浮选微细粒黄铁矿时,起泡剂用量和充气速率有一个适宜的中间值,而捕收剂用量应在本试验最大用量的基础上进一步增加,以弥补因极细粒矿物消耗大量捕收剂而引起的捕收剂总量不足。浮选柱对-19 μm黄铁矿的回收效果明显优于浮选机,对19~30 μm黄铁矿的回收效果则与浮选机基本相同;两种浮选设备对-3 μm黄铁矿的浮选效果都不理想。