某低品位混合稀土矿浮选试验研究

某稀土矿矿物种类繁多,矿石性质复杂,稀土元素品位低、赋存状态复杂,主要为氟碳铈矿和独居石。有用矿物嵌布粒度细,与绿泥石、长石等脉石矿物共生紧密、交代复杂造成的难以磨矿解离是选矿回收的难点。根据矿石性质,在探索试验的基础上,确定采用阶段磨矿、阶段选别、反浮选脱硫-浮选稀土矿物工艺流程:原矿磨矿细度选择0.074 mm 90%,添加NaCO_3和NaOH调整pH约8.5,添加CuSO_4为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,反浮选硫化物脱硫。脱硫尾矿作为给矿,添加水玻璃为脉石抑制剂,Na_2SiF_6为稀土矿物活化剂,H_(205)和D_(41)为捕收剂,经一次粗选、四次精选、一次扫选产出稀土精矿和尾矿,稀土精选中矿再磨细度0.043 mm 90%,添加H205和D41单独浮选处理,获得中矿处理精矿返回到稀土精选Ⅱ作业,中矿处理尾矿返回到稀土粗选作业。闭路试验获得稀土精矿稀土品位30.20%,回收率76.10%;硫化物稀土品位1.85%,回收率3.28%的选矿指标。     

某含稀土、锆复杂铌矿的选矿试验研究

对某含稀土、锆复杂铌矿进行了详尽的工艺矿物学研究,该矿可综合回收的元素为Nb,REO,Zr。主要的含铌矿物为褐铌钇矿,主要的稀土矿物为氟碳铈矿、独居石,主要的锆矿物为锆石。矿石中有用矿物种类多,嵌布粒度较细,赋存关系复杂。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,进行了抛尾预富集试验和重-磁-浮精选试验,最终确定在一段磨矿细度为-0.074 mm 55%时,采用磁选-重选联合流程,可抛除68%的尾矿;预富集得到的粗精矿经过再磨后分别回收稀土、铌和锆,再磨细度为-0.048 mm 80%,采用C7羟肟酸作为稀土矿捕收剂,经过一粗一扫五精浮选可得到品位47.85%,回收率61.50%的稀土精矿;浮选稀土尾矿采用苄基胂酸作为捕收剂浮选铌,经过一粗一扫四精-磁选流程精选,可得到Nb2O5品位53.04%,回收率68.88%的铌精矿;浮选尾矿再进行重选回收锆石,经过四次重选精选,可得到ZrO2的品位40.62%,回收率为52.79%的锆精矿。     

某低品位微细粒难选铜矿的浮选试验研究

某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。     

湖北省某矿区复杂稀土矿石选矿实验研究

湖北省某矿石物质组成十分复杂,稀土矿物以独居石、氟碳铈矿、氟碳钙铈矿、褐帘石为主,且嵌布粒度十分细微。根据其矿石性质,重点进行浮选捕收剂、抑制剂选择实验、流程对比实验等,最终确定采取反-正浮选工艺,以两种羟肟酸类捕收剂联合使用,结合微细粒絮凝浮选技术获得较好的稀土浮选指标(品位37.320%,回收率67.33%),对浮选精矿再采取磁选—酸洗流程进行处理,最终获得REO品位为56.33%,总回收率为63.42%的稀土精矿产品。     

某稀土尾矿综合利用技术研究

以REO品位1.7%的稀土尾矿为研究对象,开展矿浆p H、水玻璃用量及捕收剂用量对比实验,优先脉石矿物抑制剂,采用"浮团聚磁选"工艺处理该尾矿样品。实验结果表明,在抑制剂CS和捕收剂RF的作用下,经一粗三精浮选闭路和一粗一精磁选工艺可以得到REO品位40.57%、回收率为48.17%的稀土精矿,成功实现低品位尾矿中稀土矿物的回收利用,节约资源,减少排放,具有巨大的资源和环境效益。     

基于单因素实验的稀土尾矿浮选工艺优化

针对白云鄂博稀土尾矿矿物组成复杂、利用率低的问题,采用浮选工艺从尾矿中提取高品位稀土精矿。采用单因素实验方法,重点考察了药剂制度(p H值、抑制剂用量、捕收剂用量)及物理因素(磨矿粒度、矿浆浓度、浮选机调浆转速和浮选转速、充气量)对浮选指标的综合影响。单因素试验结果表明,稀土尾矿浮选的最佳工艺条件为:p H值8.1,抑制剂用量1000 g/t,捕收剂用量1000 g/t,磨矿粒度为-74μm占88.53%,矿浆浓度30%,调浆转速2500 r/min,浮选转速2000 r/min,充气量0.2 m3/h;此条件下经一次粗选可获得稀土品位30.85%、回收率为72.13%的稀土粗精矿。基于此优化条件,采用"1粗2精1扫、中矿顺序返回"的闭路实验流程,最终可获得稀土品位为51.07%、回收率为62.99%的稀土精矿。     

某磷灰石稀土矿选矿试验研究

某磷灰石稀土矿含稀土的矿物种类繁多,主要为氟碳铈矿及独居石,稀土矿物嵌布粒度微细为该矿的主要选矿难点。根据稀土矿物的特点及其赋存状态,进行了重、磁、浮多种流程的对比试验,最终确定浮选-强磁联合流程能取得较好的试验指标。浮选-强磁联合流程所得稀土精矿稀土品位9.24%,回收率47.72%;磷灰石精矿稀土品位2.71%,回收率33.51%,P2O5品位28.24%,回收率85.32%;稀土精矿和磷精矿稀土总回收率达到81.23%。     

某硫化铅锌矿选矿试验研究

云南某硫化铅锌矿,矿石性质复杂,有用矿物嵌布粒度较细,通过浮选试验研究查清了矿石的可选性和药剂条件,在磨矿细度为80%-0.074 mm时,最终得到铅品位58.61%,铅回收率61.53%的铅精矿和锌品位48.87%,锌回收率80.01%的锌精矿。     

新疆某复杂铜铅锌硫化矿综合回收试验研究

本文针对新疆某复杂铜铅锌硫化矿嵌布粒度细、品位低、次生铜高、共生关系密,且部分氧化的特点,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿选锌的工艺方案,在适宜的磨矿细度条件下,以新型抑制剂硫酸锌与T8按2:1组合来抑制锌矿物、新型捕收剂酯-12浮选铜铅矿物、新型抑制剂T81抑制铅矿物。闭路试验获得了铜精矿含铜25.24%,铜回收率56.61%;铅精矿含铅59.82%,铅回收率80.62%;锌精矿含锌56.55%,锌回收率77.99%的选别指标,实现了该矿山矿产资源的综合回收。     

某钼矿石浮选试验研究

试验研究矿石为我国某地区单一钼矿石,原矿钼品位0.117％.根据矿石中辉钼矿嵌布特性,试验采用一次粗选,二次扫选,七次精选的浮选工艺流程;一段磨矿细度-0.075 mm占65％,粗精矿再磨细度-0.038 mm占84.52％,石灰为矿浆调整剂,水玻璃分散矿泥和抑制脉石,使用M101做捕收剂.试验获得钼精矿钼品位为45.05％,钼回收率为89.64％的选矿技术指标.     

提高金银浮选回收率的试验研究

对赤峰某金矿进行提高金银浮选回收率的试验研究,通过XRD/SEMEnergy Spectrum对样品的物相组成、金银赋存状态及嵌布粒度进行检测;考察了磨矿细度、捕收剂及辅助剂用量、扫选时间及矿浆pH值对浮选效果的影响;通过精选实验、开路综合条件试验和闭路试验研究,结果表明,浮选时加入T12,抑制细泥及硫化氧化矿,产出精矿中Au品位可达60.2g/t,浮选回收率可达87.50%;精矿中Ag品位可达6 767 g/t,浮选回收率可达到75.21%,确定适宜该矿石性质的工艺条件及工艺流程,获得的金精矿可作为混合精矿外售。     

磁选-重选-浮选组合新工艺分选氟碳铈矿型稀土矿的试验研究

采用矿物自动分析仪(MLA)查明了四川牦牛坪稀土矿的矿物组成、嵌布粒度特征,对比分析了主要矿物的密度、莫氏硬度、比磁化系数和磁性的工艺特性差异,利用湿式高梯度强磁选-重选-浮选的组合工艺进行了选矿试验研究。结果表明:主要稀土矿物氟碳铈矿粒度多在1.28~0.04 mm范围内,具有顺磁性,而重晶石、萤石、正长石和石英呈现非磁性,此磁性差异是强磁选能预先富集的关键矿物学因素。通过实验确定最佳工艺条件和结果为:在-1.0 mm粒径,1.0 T背景场强下湿式强磁选粗选,强磁选精矿分级成3个粒级物料,-1.0~+0.4 mm物料进行粗砂摇床重选,-0.4+0.074和-0.074 mm物料分别进行细砂摇床重选,各重选中矿合并,在0.6 T背景场强下湿式强磁选精选,磁选精矿与重选精矿合并,获得REO品位65.49%,回收率67.80%的磁重稀土精矿;磁选精选中矿与摇床尾矿合并成REO 2.10%的稀土中矿,在磨矿细度-0.043 mm占70%,pH 8~9,水玻璃用量714 g·t~(-1)原矿,捕收剂GSY 1033 g·t~(-1)原矿下进行常温浮选,获得REO品位67.84%,回收率15.46%的浮选稀土精矿;两种稀土精矿REO平均品位65.93%,总回收率83.26%。     

某低品位钨钼矿石的选矿试验研究

赣北某钨矿属于夕卡岩型白钨矿床,根据主要化学元素及物相分析结果可知,主要有用矿物为白钨矿和辉钼矿,含有少量黄铁矿,且辉钼矿嵌布粒度较细,和黄铁矿结合密切。其中Mo品位为0.026%,WO_3品位为0.16%,钨、钼含量较低。根据矿石性质特点,选择采用钼硫混浮-再磨分离、混浮尾矿常温浮选回收白钨的原则流程,进行磨矿细度、捕收剂用量、碳酸钠用量、水玻璃模数及用量等条件试验。在最佳试验条件下进行闭路试验,获得钼精矿钼品位为46.14%,回收率为88.73%;钨精矿WO_3品位为65.1%,回收率为85.44%,取得了良好的选别指标。     

微细粒嵌布铜铅锌多金属矿的浮选研究

对某微细粒嵌布复杂铜铅锌多金属矿进行了详尽的工艺矿物学和选矿工艺研究。采用铜铅锌顺序优先浮选,通过新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用及添加硫酸锌、亚硫酸钠抑制铅、锌进行铜的浮选;通过添加新型锌抑制剂VA6、新型铅捕收剂BK906和乙硫氮的配合使用以达到提高铅品位和回收率的目的;该矿石中铅的嵌布粒度细,将铅粗精进行再磨,考察了不同的再磨磨矿细度条件下铅粗精矿的品位和回收率,探讨进一步提高铅精矿品位的可能性;浮铅尾矿选锌,得到合格的锌精矿。结果表明,新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用,对铜矿物浮选具有优越性,和Z-200相比,其在保证铜回收率的同时,可以减少铜粗精矿中铅、锌等矿物的含量;选铅时加入新型抑制剂VA6可以抑制铅粗精中的锌等矿物,可以进一步提高铅精矿的品质;将铅粗精矿进行再磨至-0.038 mm 92%时,铅粗精再磨精选一次后得到的铅精矿品位为29.52%,回收率为73.21%。闭路试验结果为铜精矿品位18.34%,回收率81.08%;铅精矿品位58.09%,铅回收率为83.70%;锌精矿品位51.96%,锌回收率87.89%。     

某微细粒金矿石浮选试验研究

云南某金矿石含金3.39g/t,含硫1.19%,金的嵌布粒度极其微细,基本小于10μm,主要充填于毒砂和黄铁矿中。以异丁基黄药和GYM为组合捕收剂进行了浮选试验研究,浮选工艺参数为:磨矿细度-0.074mm占98%、捕收剂用量为300g/t、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t,经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程,获得了金精矿金品位56.61g/t、金回收率81.49%的选别指标。尾矿分析结果显示,部分单体金未充分解离,造成尾矿金品位较高。     

内蒙某含砷微细粒金矿石选矿试验研究

针对该矿石中金矿物嵌布粒度较细,共生关系密切的特点,在工艺矿物学研究的基础上,采用浮选+浮尾氰化联合工艺流程。在原矿含金为2.72 g/t、适宜的磨矿细度及药剂条件下获得浮选金精矿品位44.76 g/t,回收率67.49%;浮选闭路尾矿经氰化后,可获得总回收率88.19%的优异指标。     

甘肃某铅锌矿选矿试验研究

本文针对甘肃省铅锌矿石铅品位较低,铅矿物种类多,嵌布粒度粗细不均等特点,研究采用顺序优先浮选的工艺流程,最终获得了铅精矿品位51.50%,回收率50.31%;锌精矿品位58.10%,锌回收率96.43%的较好选别指标。实现了对该矿山资源的综合回收利用。     

某难选白钨矿浮选工艺及流程试验研究

某矽卡岩型白钨矿有用矿物白钨嵌布粒度细,萤石、方解石等含钙矿物含量高,属于高含钙矿物的细粒难选白钨矿石.现场生产采用单一捕收剂及脉石抑制剂,白钨精矿质量及回收率均较低,为提高该白钨矿的选矿指标,进行了该矿石的大量工艺条件及工艺流程试验,结果表明：矿石经全浮脱硫后,采用水玻璃和六偏磷酸钠为脉石的组合抑制剂,油酸钠和731为白钨的组合捕收剂,经一粗三扫一精的闭路流程获得白钨粗精矿;粗精矿经过浓缩加温后,再经过一粗三扫五精的闭路流程浮选,获得了白钨精矿品位为65.16%,回收率为76.49%的较好的选矿指标,可为现场生产提高指标提供技术依据.     

云南文山某白钨矿选矿试验研究

云南文山某选矿厂矿石主要有用矿物为白钨矿,矿石WO3品位为0.28%,白钨矿与脉石矿物的嵌布关系复杂,属难选低品位白钨矿。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm含量占82.90%条件下,进行脱硫浮选,再以氢氧化钠为p H调整剂、硅酸钠+硫酸亚铁为脉石组合抑制剂、733为捕收剂经一粗五精三扫流程进行钨矿浮选后,获得了WO3品位为69.87%、回收率为87.34%的钨精矿,可为该矿石资源的开发利用提供技术依据。     

矽卡岩型钼矿石浮选试验研究

河南某矽卡岩型钼矿石钼品位为0.13%,主要矿石矿物辉钼矿嵌布粒度较细。根据矿石性质,采用阶段磨矿阶段选别工艺流程,进一步提高矿物单体解离度,从而提高选矿指标。在最佳条件下,浮选闭路试验可获得较好指标,钼精矿钼品位48.53%、钼回收率82.31%。