低品位锡细泥选择性絮凝浮选试验研究

试验矿样中矿泥含量高,矿物种类繁多,有用矿物锡石品位低,仅为0.40%,嵌布粒度微细,可浮性与锡石相近的方解石类碳酸盐矿物含量高,导致该锡细泥回收难度大,本试验研究了选择性分散-絮凝对锡细泥浮选回收的影响。锡细泥在矿浆pH值为6.5的环境下,添加分散剂水玻璃+CMC、絮凝剂APAM进行预处理,实现微细矿粒选择性分散-絮凝,之后采用组合捕收剂BY-9+P86,经过"一粗二精一扫"闭路浮选流程可得到品位10.34%、回收率80.83%的锡精矿。     

难选氧化锑矿浮选工艺研究

对某难选氧化锑矿进行了浮选试验研究。试样为氧化锑矿物占60.31%,硫化锑矿占39.69%的混合锑矿,氧化率较高。通过开展活化剂、抑制剂和捕收剂种类和用量试验,获得了最佳的工艺参数,用混合浮选工艺可实现氧化锑矿和硫化锑矿同时回收。结果表明:以改性水玻璃-302为抑制剂,丁基黄药和EF105为捕收剂,硝酸铅为活化剂,松醇油为起泡剂,在最佳用量条件下,采用一粗两扫二精的浮选流程,可获得锑品位为16.01%、锑回收率为72.86%的锑精矿。     

新疆某锂辉石矿粗粒浮选探索试验研究

新疆某伟晶岩型锂辉石矿Li₂O含量为1.41%,主要含锂矿物为锂辉石,脉石矿物主要是石英、正长石、斜长石。采用高压辊磨机直接粉碎至-0.5mm的矿样中-0.074mm粒级含量占28.54%,且锂辉石矿物单体解离度在91%以上。对-0.5mm试验矿样进行的粗粒浮选试验结果表明,粗粒锂辉石矿浮选比常规细粒浮选需要的捕收剂用量要大,且需要在相对较低的搅拌转速以及较高的矿浆浓度条件下才能获得较好的浮选指标。采用自行设计的粗粒浮选装置相对于常规挂槽浮选机可提高Li₂O回收率约10个百分点。原矿以碳酸钠为调整剂、氧化石蜡皂+油酸钠为捕收剂经2粗3精1扫的闭路浮选试验,可获得Li₂O品位为5.11%、Li₂O回收率为70.04%的锂精矿指标,为锂辉石矿山采用高压辊磨机作为终粉磨而取代球磨机提供了可能。     

氧化锑矿浮选工艺优化试验研究

氧化锑矿的高效分选一直是选矿领域的世界性难题,为了提高氧化锑矿的浮选回收效率,进行单矿物试验对氧化锑矿浮选的药剂进行优化,主要开展了捕收剂、活化剂和抑制剂种类条件优化试验。通过优化,实现了氧化锑矿的高效浮选回收,同时减小了氧化锑精矿中铅的含量。试验研究结果表明,采用EF105作为捕收剂,以硝酸铅和硫酸铜的组合作为活化剂,可有效提高氧化锑矿的浮选回收率;以改性水玻璃-302作为脉石抑制剂,可有效抑制脉石的上浮。在单矿物浮选试验基础上,开展了氧化锑实际矿物的浮选试验,在优化的最佳药剂条件下,采用一粗两扫三精的浮选试验流程,获得了锑品位为22.31%,锑回收率为65.43%的锑精矿,与优化前的浮选工艺相比,锑的品位和回收率明显提高。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

某深海多金属硫化矿浮选工艺研究

某深海多金属硫化矿为深海热液沉积物,主要有用矿物为黄铜矿,伴生有黄铁矿、白铁矿、闪锌矿,非金 属矿物含量较低。在浮选过程中,矿石性质变化很快,对流程稳定性影响较大,同时矿浆中有大量金属离子给分离带 来难度。针对这些问题开展了详细的试验研究,结果表明：联合使用抑制剂BK612和石灰,能够有效抑制脉石矿物,提 高浮选分选性,同时能够保证浮选流程的稳定性;采用高效捕收剂BK915能够适应深海硫化矿浮选需要,获得合格铜 精矿,在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以石灰、BK612为抑制剂、BK915为捕收剂、BK204为起泡剂,经1粗3精 2扫闭路浮选试验,获得的精矿铜品位24.03%、铜回收率88.22%。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

蒙古国某石英型萤石矿浮选试验

蒙古国某石英型萤石矿CaF2品位55. 98%,主要目的矿物萤石嵌布粒度较细,脉石矿物主要为石英和长石。为回收利用其中的萤石,进行浮选试验。结果表明,在磨矿细度-74μm 89. 4%、调整剂碳酸钠用量600 g/t、抑制剂水玻璃用量1 500 g/t、捕收剂油酸钠用量1 000 g/t、矿浆温度36℃的条件下,原矿经1粗6精1扫、中矿顺序返回闭路流程浮选,可获得CaF2品位98. 73%、回收率80. 05%的萤石精矿,杂质含量较低,达到优质萤石精矿质量标准。试验结果可为该萤石矿的合理利用提供一种可行的技术途径。     

含云母方解石型萤石矿的浮选柱分选试验研究

湖南某选矿厂萤石矿嵌布粒度细,云母和方解石含量较高,脉石矿物组成复杂,造成实际生产中粗精矿品位低,扫选回收能力不足,为此,采用旋流-静态微泡浮选柱对该矿石进行了浮选试验研究。试验确定浮选条件为处理量0.40 t/h,粗选药剂用量碳酸钠2000 g/t,水玻璃1200 g/t,油酸140 g/t,扫选油酸用量50 g/t,通过"一粗一扫"浮选连续扩大试验,可获得粗精矿品位77.93%,回收率91.59%,较同期现场生产指标分别提高了3.98%、4.08%,取得了较好的浮选效果。粒度分析结果表明,相较于浮选机,浮选柱对-38μm颗粒回收效果好,分选效率高。     

赞比亚某铜钴矿浮选回水回用试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。     

云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

对云南某低品位复杂难选氧化铜矿进行了浮选试验研究, 采用硫化浮选法, 经二粗一扫四精流程, 在磨矿粒度为-0.075 mm粒级占74.90%条件下获得了铜精矿产率1.11%、Cu品位21.48%、回收率70.33%的选矿指标。     

从某泥岩型铀矿中浮选碳酸盐矿物的研究

针对某泥岩型铀矿,采用浮选碳酸盐矿物的方法来降低铀浸出时的试剂消耗。矿石含泥量很高,且只能在不脱泥的情况下进行浮选,调节矿浆温度至30℃,添加水玻璃作为矿泥分散剂和脉石矿物的抑制剂,用氧化石蜡皂作为碳酸盐矿物捕收剂,在条件试验的基础上采用"一粗二精二扫、中矿顺序返回"的闭路流程,在10台1.5L连续浮选设备中进行连选试验。结果表明,该浮选方法可以有效地将碳酸盐矿物浮选出来,得到w(CO_2)为23.34%的碳酸盐矿物精矿产品,以CO_2计回收率为88.26%。     

某难选石英型萤石矿浮选提纯工艺试验研究

河北承德某萤石矿,主要有价矿物萤石、含量为30.27%,脉石矿物为石英,含量43.12%,其次是正长石、赤铁矿、泥化的高岭石、绢云母和磷灰石等矿物,矿石中萤石与石英及其它矿物赋存关系复杂,存在极细的石英与萤石相互包裹现象,萤石嵌布粒度极细且不均匀,并存在部分氧化的特点。矿山原来的工艺流程已与目前矿石性质不相适应,已严重影响矿山的生产经营和持续发展。开展对矿石及萤石精矿工艺矿物学研究,重点对捕收剂和抑制剂进行选择,最终采用阶段磨矿,再磨再选,精矿5次精选的浮选流程,最终可实现含CaF2品位为97.32%、SiO2含量为1.46%、回收率为64.76％的精矿产品,实现了酸级精矿粉的生产,为该选厂提供了技术支持,实现了萤石资源经济效益的最大化。     

新疆泥质难选氧化铜矿浮选试验研究

新疆某氧化铜矿原矿品位为1.03%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,且以并不多见的难选赤铜矿为主,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量也较高,同时,原矿中-20μm矿泥含量高达60%,属于泥质难选铜矿,且该矿泥是以火山尘的形式存在,大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作难度,而且还恶化浮选环境,导致铜精矿品位和回收率低.由于采用传统的浮选药剂不能有效处理该矿石,因此,在原矿性质研究基础之上,采用一粗二精三扫一精扫的闭路流程,通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22,有效地抑制了矿泥在浮选过程的上浮,解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题,使整个浮选工艺顺畅进行,最终获得了铜品位18.18%,铜回收率为75.04%的良好指标,为高泥难选氧化铜矿的分选提供了一条新途径.      

黔西南某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

贵州西南地区某碳酸盐型萤石矿品位低,脉石矿物主要为方解石和石英,矿石中碳酸钙和二氧化硅含量总和达44.59%。采用酸化水玻璃及有机抑制剂组合共同抑制石英及方解石等脉石矿物,以自制油酸作捕收剂,进行了浮选试验。通过粗选条件试验,确定了最佳的粗选条件为:磨矿细度-0.074mm占75%,碳酸钠用量1000g/t,水玻璃用量300g/t,油酸用量300g/t,Df03用量100g/t。在此基础上,采用一粗一扫四精浮选流程进行了闭路试验,获得CaF2、CaCO3、SiO2品位分别为95.52%,1.31%,1.07%,回收率分别为91.20%,3.19%,1.76%的萤石精矿,达到化工需求的萤石精矿三级标准。     

某低品位单一石英型萤石矿的可选性试验研究

某单一石英型萤石矿含Ca F2 21.55%,Si O2 61.78%,属于低品位萤石矿。在工艺矿物学研究基础上,以常规药剂碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂,BK-410作捕收剂,采用"1粗6精2扫"的浮选工艺流程,小型闭路试验获得萤石精矿Ca F2品位95.37%,回收率为85.82%的FC-95级别的萤石产品,较好地回收了萤石矿物。     

难选萤石矿矿石浮选工艺研究

针对该萤石矿嵌布粒度极细的特点,采用一段磨矿、一粗七精的浮选流程,可获得含CaF298.80%、SiO20.95%、回收率为78.02%的萤石精矿产品,得到了比较满意的结果。     

安徽某重晶石矿选矿试验

为合理开发利用安徽某重晶石矿,在矿石性质研究的基础上,对其进行了重选和浮选试验研究。试验结果表明:重选效果较差,既难以获得合格的精矿产品,也难以抛弃低品位的尾矿;浮选试验在磨矿细度为-0.074 mm 80%、氧化石蜡皂用量为500 g/t、水玻璃用量为800 g/t的条件下,采用1粗2精1扫的浮选工艺,最终获得了重晶石精矿品位为93.87%、回收率为96.05%的良好指标,为该矿的开发利用提供了技术途径。     

敦德矿业含金锌铁多金属矿矿物加工试验研究

对含金锌铁多金属矿开展了矿物加工试验研究。采用破碎—金浮选—锌浮选流程,可获得金品位40g/t、金回收率75%、含锌7%的金精矿;锌浮选通过采用一粗两扫四精浮选工艺,可获得锌品位48%、锌回收率80%锌精矿。     

某难选萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿CaF_2含量为28.05%、CaCO_3含量为18.45%、硫含量为0.50%。针对矿石含硫量较高,有用矿物与脉石紧密共生且部分矿石易发生过粉碎的情况,采用"优先浮硫—萤石粗精矿再磨再选"的浮选工艺处理该萤石矿石。在磨矿细度-0.074 mm占80%、丁基黄药用量200 g/t、2号油用量50 g/t条件下预先脱硫及部分细泥,浮硫尾矿进行萤石浮选;采用酸化水玻璃+腐殖酸钠为萤石浮选组合抑制剂,在油酸用量400 g/t、碳酸钠用量1 200 g/t、抑制剂用量1 500 g/t条件下进行粗选,粗精矿再磨至-0.038 mm占85%,采用1粗2扫5精的萤石浮选流程,可获得CaF2品位98.07%、回收率80.80%的萤石精矿。