冀东矿区高硫铁矿直接浮选降硫试验研究

针对冀东矿区铁矿石中较高的含硫量以及特殊的磁黄铁矿赋存形式,基于浮选降硫脱除铁精矿中的磁黄铁矿处理工艺,对包括粒级分布、原矿磨矿细度、铁物相等因素在内的铁精矿主要物理化学性质进行分析。在此基础上开展原铁精矿不磨矿直接浮选试验,对影响浮选结果的p H值(硫酸含量)和活化剂(草酸、硫酸铜、硅酸钠等)用量展开系统研究。试验结果表明:p H=5.5时,即硫酸总量为560 g/t时脱硫效果最好。硫酸铜可作为脱硫浮选的最佳活化剂,硫酸铜总量为150g/t时,脱硫效果较好。     

氰渣浮选尾矿回收硫试验研究

为提高黄金浮选尾矿资源利用率，对浮选尾矿开展工艺矿物学、黄铁矿界面活化和回收硫试验研究。以ZJ-H02为活化剂，矿浆pH值为4.5,对黄铁矿界面活化1 h后调整矿浆pH值为6.5,异戊基钠黄药用量为350 g/t,矿浆浓度为33%,可以获得硫品位为48.32%,硫回收率为93.37%的硫精矿。     

难选高硫铁矿提质降硫选矿工艺试验

在分析矿石性质的基础上,采用浮选—浮尾筛分再磨—磁选流程,使磁黄铁矿提前进入泡沫产品,减少其在磁性矿物中的混杂,浮选尾矿细筛再磨提高了矿物的单体解离度,有利于提高铁硫分选效率。试验确定了磨矿细度及工艺流程,结果表明:在硫酸铜用量为170g/t、黄药用量为60g/t、2#油用量为34g/t、添加Na2CO3的条件下,获得品位65.42%、回收率68.31%、硫含量0.28%的铁精矿;同时,可综合回收硫,硫精矿品位38.73%,回收率60.02%。     

新疆某高硫磁铁精矿脱硫试验研究

文章介绍了新疆某磁铁矿精矿的性质,通过运用以稀硫酸为p H介质调整剂,硫酸铜+硫化钠为活化剂以及复合捕收剂丁黄药+Y89,采用浮选方法成功将铁精矿中铁品位提高至68.72%,硫含量降至0.055%,为矿山的提铁降硫提供了新的途径。     

加纳某金矿石选矿试验研究

针对加纳某金矿石嵌布粒度较细、全泥氰化浸出过程中金浸出率较低等问题，对该金矿石开展浮选试验研究。研究结果表明：在磨矿细度-0.074 mm占85%,矿浆pH值为6.5,矿浆浓度为35%,捕收剂ZJ-01用量为100 g/t,起泡剂2号油用量为60 g/t,活化剂硫酸铜用量为100 g/t的条件下，经过一次粗选、两次扫选、两次精选的闭路浮选流程，获得的精矿产率为3.87%、金品位为86.95 g/t、金回收率为91.15%。试验指标良好，经济效益增加显著，为同类型矿山提供了技术依据。     

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。     

关于磁铁矿精矿浮选脱硫的相关研究分析

目的 :研究含硫磁铁矿精矿提铁降硫途径;方法 :应用高效活化剂0A-1、复合捕收剂丁黄药+Y89对某磁铁矿精矿矿石进行处理,基于浮选方法降低其含硫量、提高其品质。结果 :某磁铁矿精矿矿石铁精矿中铁质量从66.54%提高到68.61%,含硫量从4.56%降至0.086%。结论 :通过浮选方法能够有效降低矿中硫含量;常规活化剂以及黄药捕收剂很难降低矿中含硫量;高效活化剂0A-1、复合捕收剂丁黄药+Y89可以起到分离磁铁矿精矿和含有磁黄铁矿的金属硫化物。     

某含金矿石的浮选试验研究

某矿石以金矿为主,对某原生金矿进行了实验室选矿试验,通过对浮选各个指标的优化,得出了最佳的浮选条件,确定磨矿细度-200目为81%,p H调整剂为碳酸钠,用量为2000g/t,浮选的p H值为8,HB-421捕收剂用量120g/t,2#油用量40g/t。在此条件下,进行了一次粗选、一次精选、两次扫选的实验室闭路试验,可获得金精矿品位45.04g/t,回收率为86.16%。试验结果表明,该金矿可以在实验室中通过浮选达到选矿目的。     

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。     

某氰化尾渣中硫浮选回收工艺研究

为实现氰化尾渣中硫的资源化、无害化利用,对某氰化尾渣回收铅锌铜后的浮选尾矿进行硫浮选回收工艺研究。在矿浆浓度为35%、pH值为5、预处理时间为60 min、捕收剂丁基黄药用量为500 g/t和起泡剂2号油用量为30 g/t的条件下,最终可获得品位在40%以上、回收率在80%以上的硫精矿,实现了氰化尾渣中硫资源的高效回收,并具有良好的经济和社会效益。     

内蒙古磁铁矿选矿工艺探讨

内蒙古磁铁矿矿石性质较复杂，含铁36．22％，含硫1．197％，磁铁矿嵌布粒度细，有害元素硫不易脱除，研究确定了先浮后磁的选矿工艺流程。采用反浮选脱硫，并通过试验确定了磨矿粒度-0．074mm90％、异戊黄药用量150g／t、2#油用量60g／t、矿浆pH值为5．5、硫酸铜用量400g／t的最佳选矿条件，验证试验表明，铁精矿品位可达64．81％，铁回收率72．82％，铁精矿含硫仅为0．415％。     

某氰化尾矿中金铜铅铁的综合回收试验研究

云南某矿氰化尾矿中含有金铜铅铁等有价元素。为了充分利用矿产资源,对该氰化尾矿进行了选矿综合回收试验研究。试验结果表明：通过提高磨矿细度和延长浸出时间,氰化尾矿金品位由0.83 g/t可以降至0.35 g/t;采用异戊基黄药和环烷酸皂混合捕收剂选铅,可得到品位和回收率分别为46.83%和35.15%的铅精矿;采用CL-5消除矿浆中游离氰以及铅浮选残留药剂对铜浮选的影响,活化剂AS-2和Na2S活化铜,混合黄药T820、F-1黑药和C5-9羟肟酸作混合捕收剂选铜,可得到品位和回收率分别为17.72%和53.33%的铜精矿;磁选回收铁矿物,先弱磁后强磁,可以得到品位64%和51%两种铁精矿。     

某重选尾矿金浮选试验研究

在工艺矿物学研究的基础上,对某重选尾矿（主要载金矿物为磁黄铁矿和黄铁矿）中的金的综合回收利用开展了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm含量占70 %,用NaOH调节矿浆pH=8,捕收剂为异戊基黄药（80 g/t）+丁铵黑药（40 g/t）,浮选浓度为33 %,粗选时间为3 min的条件下,通过一粗两精三扫的闭路试验流程,可获得金品位为28.40 g/t的浮选精矿,金回收率达到93.47%。通过试验研究发现：在低碱度条件下,采用NaOH作pH调整剂时金的浮选效果明显优于石灰;与丁基黄药相比,使用异戊基黄药作捕收剂,对石灰体系下金回收率的提高效果更好;同时,黄药与黑药的混合使用会起到“协同作用”,也能够明显提高金的选别效果。     

河南某低品位铁铜矿综合回收试验研究

河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型，矿物组成比较简单，主要金属矿物为磁铁矿，其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂，石灰用量1 500～2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验，获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿，实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选，经一次粗选，粗精矿再磨精选，获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。     

降低铁精粉中含硫量的试验

以307^#矿样为试样，分析了铁精粉含硫高的原因，研究了磨矿细度、矿浆pH值、捕收剂及活化剂用量等对浮选回收率的影响。结果表明，适当提高磨矿细度、选择弱酸条件下的浮选、适当增加黄药用量、采用硫酸铜作活化剂等，都促进了硫化矿的浮选，提高了浮选作业回收率。最佳浮选条件为磨矿细度不小于70％、黄药用量200～250g／t、硫酸铜用量200～300g／t。应用表明，铁精粉含硫量平均降低了0．2％～0．3％。     

N-烃基酰氨基己基羟肟酸对菱锰矿的浮选性能与吸附机理

以N-苯甲酰氨基己基羟肟酸(NO-6)、N-辛酰氨基己基羟肟酸(NO-8)和N-癸酰氨基己基羟肟酸(NO-10)三种新型的羟肟酸为捕收剂,考察了矿浆p H值、捕收剂用量对菱锰矿浮选回收率的影响。结果表明:NO-8和NO-10捕收剂的浮选性能优于NO-6捕收剂,当矿浆p H值为6~7时,NO-8和NO-10浮选菱锰矿回收率可达到90%以上;矿浆p H值更高时,浮选回收率降低;当捕收剂用量相同时,NO-10对菱锰矿的浮选回收率高于NO-8。采用红外光谱分析、Zeta电位测定和XRD分析研究了NO-8和NO-10捕收剂与菱锰矿的作用机理,结果表明,NO-8和NO-10在菱锰矿表面发生了化学吸附。     

江西某钨尾矿浮选试验

试验以江西某钨矿山的黑钨尾矿为研究对象,探索了磨矿细度,捕收剂种类及用量,活化剂用量,抑制剂种类和用量等试验条件对选别指标的影响.通过一系列浮选条件试验,最终将药剂种类及用量确定为:抑制剂水玻璃 1.5 kg/t,组合捕收剂 GYB+GYR 200 g/t+200 g/t,活化剂硝酸铅 500 g/t.经闭路流程试验,从低品位黑钨尾矿中,获得了 WO₃ 品位为 27.43 %,WO₃ 回收率为 53.76 %的黑钨精矿.      

内蒙古某全泥氰化尾渣的强化浮选

对内蒙古某全泥氰化尾渣进行了强化浮选试验研究。其结果表明:采用硫酸作为调整剂(矿浆p H值5.5)、WH-1作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选浮选流程,可获得铜品位5.67%、回收率85.37%,铅品位5.31%、回收率64.90%,锌品位10.95%、回收率82.66%的混合精矿,主要目的矿物均获得较好的富集,为后续铜、铅、锌、硫的浮选分离创造了有利的条件。     

某氰渣工艺矿物学及金浮选工艺研究

针对某选矿厂氰渣进行了工艺矿物学研究,得出其中所含可回收利用的金属元素为Au,质量分数为2.51×10-6,主要包裹在黄铁矿和砷黄铁矿中。根据矿石性质,开展了单因素对浮选指标的影响试验,最终确定较适宜的浮选条件：矿石未磨,浓H2SO4除CN－,矿浆pH=6.5,CuSO4用量为150 g/t,丁铵黑药用量为70 g/t,丁基黄药用量为100 g/t,经过一次粗选、两次扫选、三次精选工艺试验,最终取得金精矿中金品位为18.70×10-6、回收率为70.18%的良好指标。     

钼伴生极低品位铜综合回收技术优化及生产实践

河南某钼矿伴生极低品位铜，钼原矿中铜品位持续下降，目前保持在0.006%～0.01%。从钼精扫尾矿中回收铜，存在铜精矿品位和回收率均偏低等问题。研究探索了选铜浓密机溢流浓度、铜浮选浓度、pH值、调整剂种类和用量、捕收剂种类和用量、活化剂硫酸铜用量、清水和生产回水等对铜浮选过程的影响，并对现场设备进行优化改造。工业生产实践表明，当设备优化后，使用清水，絮凝剂石灰用量为1.6 kg/t,硫酸铜用量为100～200 g/t,丁基黄药用量为40～50 g/t时，可以提高铜精矿品位和回收率。