四川某中低品位高镁胶磷矿石反浮选脱镁试验

为了高效开发利用四川某中低品位含镁胶磷矿石资源,采用反浮选工艺进行了脱镁试验。结果表明,PA-70是优良的反浮选脱镁捕收剂;反浮选条件试验确定的磨矿细度-0.074mm80.25%,粗选硫酸用量12 kg/t、磷酸用量6 kg/t、PA-70用量1.1 kg/t,精选PA-70用量0.3 kg/t;试验采用1粗1精2扫、扫选中矿顺序返回闭路流程处理矿石,获得了P_2O_5品位33.01%、P_2O_5回收率88.25%、MgO含量1.31%的磷精矿,产品质量达到了酸法加工用磷矿石的标准。     

云南某磷矿擦洗尾矿浮选试验研究

对云南某高硅低镁低磷擦洗尾矿进行了磨矿-正浮选试验研究,通过条件试验确定了最佳磨矿细度为-0.074mm占92.21%,最佳药剂制度中Na_2CO_3用量2.4kg/t、水玻璃用量5.6kg/t、YP6-3用量3.6kg/t,采用正浮选一粗一精,精扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程,获得了精矿产率40.44%、P_2O_5品位28.53%、回收率68.31%的良好指标。指标稳定性良好,有效实现了对现有堆存尾矿的二次利用。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

低品位氧化铅锌矿浮锌的研究

研究了某低品位氧化铅锌矿选铅尾矿中锌的浮选工艺,并对不同药剂的用量进行了试验研究。采用硫化-胺法浮锌的闭路工艺流程,当磨矿细度-74μm占80%时,锌回收率达到49.05%;而当药剂用量为硫化钠8000g/t、硫酸铜1000g/t、六偏磷酸钠(Na_6P_6O_(18))500g/t、混合胺(十二胺∶十八胺=1∶2)200g/t时进行锌粗选试验,锌品位9.06%,锌回收率达到53.99%,闭路实验最终获得锌品位为30.01%,锌回收率为60.76%的锌精矿。     

采用浮选柱从中低品位磷矿石中富磷降镁初步试验研究

以贵州某中低品位磷矿石为研究对象,采用浮选柱开展小型试验,以H_2SO_4作为pH调整剂及胶磷矿抑制剂,GJBW为捕收剂,重点考察了入料位置、充气量、矿浆浓度、冲洗水量以及泡沫层厚度等浮选柱操作参数对浮选指标的影响,并对磨矿细度开展了优化试验。试验结果表明,原矿矿物组成为氟磷灰石、白云石以及少量石英,原矿P_2O_5含量为22.88%、MgO含量为6.69%、SiO_2含量为2.63%;在磨矿细度-0.075 mm占88.01%、H_2SO_4用量18kg/t、GJBW用量0.6kg/t的药剂条件以及入料距顶部300 mm、矿浆浓度24%、充气量600L/h、冲洗水量140 mL/min、泡沫层厚度400 mm的操作条件下,可获得P_2O_5含量为32.07%,P_2O_5回收率达92.79%,MgO含量为1.57%的磷精矿。     

某低品位铜矿选矿工艺条件优化研究

某铜矿因原矿品位变低,选矿指标下降。为优化选矿工艺条件,对原矿性质、选别流程对比、磨矿细度、药剂制度等进行了试验研究。试验结果表明,优化磨矿细度和药剂制度,采用粗磨抛尾混合浮选工艺,可获得较好的主、伴生金属选矿指标:铜精矿品位25.4%,回收率89.95%;钼精矿品位46.87%,回收率76.15%;铜精矿含金4.14g/t,回收率76.59%;铜精矿含银43.0g/t,回收率72.39%。因此,粗磨抛尾混合浮选是某低品位铜矿适宜的选矿工艺流程。     

低功率超声波对高镁磷矿提质降杂试验研究

采用低功率超声波全程辅助磷矿反浮选,并研究了不同环境下pH值对胶磷矿和白云石单矿物颗粒表面电位的影响。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占86%、质量比1∶1配制的硫磷混酸12 kg/t、两性捕收剂CCND 400 g/t条件下,反浮选过程增加低功率超声波为辅助。最终闭路试验获得指标为P_2O_5品位33.21%,回收率74.21%,MgO品位0.86%的磷精矿。     

中低品位硅钙质磷矿石双反浮选试验研究

针对贵州某中低品位硅钙质磷矿石,采用捕收剂GJBW和捕收剂AY进行双反浮选试验,考察磨矿细度和药剂制度对浮选的影响。试验结果表明:在磨矿细度为-0.075 mm含量占78.08%的条件下,粗选作业添加7.5 kg/t混酸（硫酸与磷酸体积比为2:1）和0.3 kg/t GJBW,精选作业添加7.5 kg/t混酸和0.4 kg/t AY,进行双反浮选试验,获得磷精矿中P₂O₅品位和P₂O₅回收率分别为30.27%和81.32%的浮选指标。正交试验结果表明:混酸、GJBW和AY间的交互作用对精矿浮选指标影响不大。红外光谱分析结果说明捕收剂AY在石英表面的吸附主要是物理吸附。      

新型硫化矿捕收剂在云南某铜钼矿浮选中的应用

云南某低品位铜钼矿含易泥化矿石较多,现场浮选工艺使用丁基黄药为捕收剂,石灰为矿浆调整剂,获得的浮选铜精矿品位低于15%,严重影响精矿经济价值。为提高该矿山铜精矿品位,采用捕收剂CYT-311(主成分为改性烷氧羰基二硫代氨基甲酸酯)和调整剂CP(主成分为无机磷酸盐和有机羧酸聚合物)进行浮选试验研究。试验表明,在磨矿细度70%-74μm,石灰用量1.2 kg/t,CP用量240 g/t,CYT-311用量80 g/t的条件下,获得铜精矿品位20.51%,回收率88.38%的良好指标,与现场传统药剂制度相比,铜精矿中铜品位和回收率均提高了约5%。     

云南某中低品位胶磷矿石反——正浮选脱镁降硅试验研究

为确定云南某低品位胶磷矿石的选矿工艺,根据该磷矿石的工艺矿物学特性以及优先浮选易选矿物和浮少抑多的原则,采用反正联合浮选工艺流程处理矿石。结果表明,P_2O_5品位为25.93%的原矿在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗1扫反浮选—反浮选精矿脱水—1粗1精1扫正浮选、中矿顺序返回流程处理,获得了P_2O_5品位为31.30%、回收率为84.75%的精矿,精矿MER值为10.06%、较原矿降低9.04个百分点,SiO_2含量为15.23%、较原矿降低7.34个百分点。反正联合浮选工艺是分选中低品位胶磷矿的高效、简单工艺。     

贵州织金中低品位磷矿浮选试验研究

对织金低品位磷矿加入自制捕收剂(WF-02)进行了反浮选研究,采用分段加入捕收剂的方式,考察了捕收剂用量、抑制剂用量、磨矿细度、矿浆浓度、浮选时间对P2O5品位和回收率的影响。试验结果表明:在WF-02用量为1.0kg/t矿,磷酸用量为10kg/t矿,矿浆浓度为35%,磨矿细度-0.074mm占89%,浮选时间9min的条件下,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.90%增加到33.19%,回收率达到89.89%,获得了较好的浮选效果。     

难选硅钙质胶磷矿正反浮选研究

为了高效利用中低品位胶磷矿, 对大峪口磷矿进行了原矿工艺矿物学和浮选工艺参数优化研究。在磨矿细度-0.074 mm粒级占96.77%, 正浮选矿浆温度40 ℃、碳酸钠用量7.0 kg/t、水玻璃用量6.0 kg/t、碳酸盐抑制剂NO-2用量 0.6 kg/t、捕收剂棉油皂用量0.35 kg/t, 反浮选硫酸用量18.0 kg/t、磷酸用量3.0 kg/t、棉油皂用量0.30 kg/t条件下, 对原矿品位22.28%的大峪口磷矿进行分选处理, 获得了精矿P₂O₅品位30.68%、回收率83.66%的良好选矿指标。     

云南某低品位胶磷矿选矿试验研究

对云南某低品位堆存矿进行了配矿浮选试验研究,探索了磨矿细度、硫酸用量、磷酸用量、捕收剂YP6-6用量对浮选指标的影响。结果表明,采用一粗一精、中矿闭路返回单一反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占97.83%、H₂SO₄用量24.0 kg/t、H₃PO₄用量2.4 kg/t、YP6-6用量2.8 kg/t条件下,原矿品位为22.5%的混合矿经选别后可获得P₂O₅品位28.48%、P₂O₅回收率80.93%、MgO含量0.78%的磷精矿。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

贵州某硅钙(镁)质磷矿石双反浮选试验

贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿，以氟磷灰石为主，部分为碳磷灰石；主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%，SiO₂、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺，采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下，采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理，最终获得了P₂O₅品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P₂O₅含量比为2.32%、R₂O₃与P₂O₅含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥，并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配，可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离，获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。     

云南某难选赤铁矿选矿试验

为给云南某难选赤铁矿的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学性质研究的基础上,采用先正浮选再反浮选的流程进行选矿试验研究。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 90%,正浮选分散剂Na₂CO₃用量为3 000 g/t、捕收剂（氧化石蜡皂与塔尔油用量比为1∶1）用量为700 g/t,反浮选抑制剂淀粉用量为1 200 g/t、活化剂CaO用量为1 200 g/t、捕收剂RA-715用量为400 g/t、NaOH调整pH值为11.5的情况下,采用1粗1扫的正浮选与1粗1精3扫的反浮、中矿顺序返回的联合流程,最终可获得铁品位为60.50%,铁回收率为80.95%的铁精矿。     

低品位磷矿浮选试验研究

对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P₂O₅品位为22.41%的原矿可获得P₂O₅品位32.47%、P₂O₅回收率83.32%的磷精矿, 实现了P₂O₅的有效富集。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

柏泉磷铁矿石可选性研究

为了给柏泉铁矿现场磷、铁回收工艺优化提供数据基础,对该含磷铁矿进行了系列可选性试验研究。结果表明:适宜的一段、二段磨矿细度-0.074mm含量分别为40%和85%,进行两段磨矿和三段弱磁选可获得TFe品位64.25%、回收率50.47%、P2O5含量仅为0.03%的铁精矿;选铁总尾矿在捕收剂用量600g/t、水玻璃用量400g/t的条件下,进行1粗3精2扫闭路浮选,可获得P2O5品位30.74%、回收率72.94%的磷精矿。本研究为选厂工艺参数优化提供了数据支持和技术指导。