宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。     

河南某低品位难选滑石型钼矿选矿试验研究

针对河南某低品位难选滑石型钼矿，通过预先脱泥的工艺，将部分泥化滑石脱除再进行浮选，在原矿样钼品位为0.102%，滑石含量15.21%的条件下，经过两段预先脱泥，一段粗选三段粗扫选，五段精选三段精扫选，全流程闭路试验可获得钼精矿品位45.130%，钼回收率为74.96%的优良指标。     

鄂西难选铁矿的选矿与药剂研究新进展

以RA-31作捕收剂,DA-18作絮凝剂,采用磁选-絮凝脱泥-反浮选流程对鄂西铁矿进行了闭路试验研究,获得铁精矿铁品位为56.29%,回收率为59.21%,含磷量为0.109%。这是目前国内（不采用还原焙烧提铁和浸出法除磷）选别该类矿石所能达到的较好选别指标。RD-31捕收剂和DA-18絮凝剂的研制成功使铁精矿降磷取得突破性进展。     

赣南某低品位锂辉石沉降脱泥——浮选回收试验

赣南某低品位难选锂辉石矿Li_2O品位0.85%,主要有用矿物锂辉石和腐锂辉石合计仅占2.1%,生产现场工艺存在选别效果差、流程复杂的缺点。为高效回收该锂辉石矿中的锂,按沉降脱泥—浮选提锂原则流程进行浮选试验。结果表明,磨矿细度-0.10 mm占75%时,原矿沉降脱泥后,以NaOH为pH调整剂、Na_2CO_3为脉石抑制剂、CaCl_2为活化剂、LH-1为锂辉石捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选流程分选,最终得到Li_2O品位4.51%、回收率75.03%的锂辉石精矿,指标较好,可为生产现场选矿工艺流程的改造提供技术借鉴。     

澳大利亚某锂辉石矿预先脱泥——浮选试验研究

澳大利亚某进口锂辉石矿含有较多的矿泥,对浮选作业产生不利影响,试验采用水力沉降法、浮选法等不同方法对锂辉石矿进行预先脱泥,考察了不同方法的脱泥效果及对后续锂辉石浮选的影响。研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了最佳的脱泥效果,脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小,脱泥后再浮选锂辉石,获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程,可获得良好的选矿指标。闭路试验表明,该进口锂辉石矿原矿Li_2O含量为1.42%,经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后,获得的锂辉石精矿Li_2O品位为5.83%,Li_2O回收率为78.54%。     

刚果（金）某难选氧化铜钴矿选矿工艺研究

针对刚果（金）某难选氧化铜钴矿高氧化率、高结合率、泥化严重、有害杂质钙镁含量高的特点,制定了不经脱泥,先浮选硫化铜钴矿、后硫化浮选氧化铜钴矿的原则流程,对易给氧化铜钴矿闭路选别带来中矿累积的微细粒中矿制定了选冶联合处理工艺。对含铜3.10%的原矿,采用最终闭路试验流程处理,获得了铜品位31.52%、回收率33.25%的硫化矿精矿和铜品位23.76%、回收率47.14%的氧化矿精矿,稀硫酸浸出中矿,可以回收6.64%的铜,总铜回收率达到87.03%,同时回收53.96%的伴生金属钴。     

浮选脱泥选别某难选氧化锌矿试验研究

矿泥对四川某难选氧化锌矿的浮选产生严重影响。试验研究结果表明,以Yt作为浮选脱泥调整剂、Ym作为捕收剂,在适当脱泥量的前提下,可使矿泥中锌金属损失降至最少。闭路试验结果表明,采用浮选脱除15.83%细泥后能获得含锌34.15%、回收率为82.47%的合格氧化锌精矿。     

云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究

针对云南普洱某含泥且含锌方解石的氧化锌矿，对原矿采取了直接浮选法、摇床重选处理后再浮选、磨矿后脱泥再浮选及磨矿前脱泥再浮选等不同的选别方法回收氧化锌。试验结果表明，对含泥量大的氧化锌矿采用直接浮选法，矿石难以选别；采用摇床处理后再浮选法，摇床过程锌损失较大，摇床作业回收率只有50.00%，导致锌总回收率只有40.50%；对原矿磨矿后脱泥处理后再浮选，锌的回收率较重选法提高了18.70个百分点；采用磨矿前脱泥后再浮选的选别流程，较之原矿磨矿后脱泥再浮选，锌品位及回收率分别提高了9.46个百分点和8.30个百分点。采用磨矿前脱泥的氧化锌浮选新工艺已经在工业上获得了成功应用，生产指标稳定，精矿锌品位达到37.21%，锌回收率达到64.97%。     

泥质化蚀变型锂辉石矿选别工艺研究

锂辉石矿发生蚀变以后，选别处理过程中存在泥化严重、可浮性差的难题。采用传统的闭路浮选流程处理Li2O品位为1.05%的此类矿石，难以获得较为理想的指标，锂精矿Li2O品位仅为3.12%，Li2O回收率为43.61%。为此，本文介绍一种全开路锂辉石矿选别工艺，通过改变中矿走向，获得Li2O品位3.83%，Li2O回收率48.19%的锂精矿。之后锂精矿经反浮选除杂，最终Li2O品位可以达到4.58%。     

彝良难选鲕状赤褐铁矿提铁降磷工艺研究

针对彝良难选鲕状赤褐铁矿进行了系统的选矿试验研究,采用强磁选—反浮选及选择性絮凝浮选脱泥—反浮选均可以得到较好的选别指标:在强磁选—反浮选小型闭路试验中可以得到铁品位54.70％、回收率达79.44％、含磷仅0.17％的铁精矿；在选择性絮凝后浮选脱泥—反浮选的工艺流程中可以得到铁品位54.63％、铁回收率达77.62％、含磷仅0.15％的铁精矿.     

云南兰坪氧化铅矿强化分散浮选试验研究

针对云南兰坪氧化铅矿石嵌布粒度比较细、含泥比较高的特点，采用大量六偏磷酸钠作为矿泥分散剂来消除矿泥的影响。试验结果表明在不脱泥的情况下，采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，铅精矿品位可以达到64.35％，铅浮选回收率达到89.06％。     

缅甸南邓溴水氧化锌矿浮选试验研究

针对缅甸南邓溴水氧化锌矿泥化严重,进行了脱泥后磨矿浮选和磨矿后脱泥浮选工艺的试验探讨。结果表明,脱泥后磨矿浮选锌回收率较直接磨矿后脱泥浮选高4.43%。在确定脱泥后磨矿浮选工艺的情况下,考察了磨矿细度、硫化钠用量、十八胺用量、分散剂种类与用量以及硫化时间对该氧化锌矿石浮选指标的影响。试验研究表明,采用硅酸钠作为分散剂优于六偏磷酸钠,硫化时间为180s时,硫化效果最佳,最终获得回收率为66.62%、品位29.35%的锌精矿。     

含泥钙芒硝洗矿工艺研究

针对钙芒硝具有水溶性、原矿含泥量大（＞４０％）、脱除的泥浆液固分离极难的特点，制订了高浓度自擦洗－螺旋分级机脱泥无回水洗矿工艺，中试有用成分回收率６７．１６％、脱泥率９５％。获得钙芒硝精矿用于制元明粉，生产顺行，技术经济合理。     

锡矿泥浮选工艺研究及工业化应用

针对-0.005 mm粒级含量高达46.50%的锡矿泥进行了选矿试验研究。采用选择性絮凝脱泥-浮选脱硫-浮选锡石工艺流程实现了微细粒锡石的回收,在锡矿泥Sn品位0.59%的情况下,获得了锡精矿Sn品位6.80%、回收率54.70%(锡浮选作业回收率达到80.41%)的技术指标,并实现了工业化应用,为微细粒锡资源的高效开发提供了技术支撑。     

某铜镍硫化矿浮选脱除滑石的研究

某铜镍硫化矿中存在的滑石及蛇纹石等易浮脉石矿物严重干扰了铜镍矿物的浮选,影响了浮选指标。通过工艺矿物学研究和浮选脱泥试验研究,考察了磨矿细度、起泡剂的种类、pH值和浮选时间对浮选脱泥的影响,通过浮选确定了最佳浮选脱泥条件,并探讨了其原理。浮选脱泥减轻了矿泥对铜镍选别的影响,在保证精矿质量不变的前提下,提高了铜镍精矿的回收率。并在工业试验中得到了验证。     

某褐铁矿选矿工艺试验研究

某地铁矿石中主要铁矿物为褐铁矿和赤铁矿，脉石矿物主要为高岭石等硅酸盐，磨矿过程中，极易泥化，导致可选性变差。采用选择性絮凝脱泥、磁选、浮选及重选等工艺对该矿石进行了分选试验。结果表明，对这种类型的褐铁矿，采用强化矿浆分散，强磁选分离工艺是最合适的。在原矿铁品位为37.34%的情况下，可获得铁精矿品位54.12%、回收率62.16%的良好技术指标。     

提高某选矿厂细泥锡回收率的试验研究

对某选矿厂锡细泥进行了选锡试验研究,通过方案对比,确定采用脱泥、脱硫—浮锡的工艺技术方案,以硫酸为活化剂、丁基黄药为硫化矿捕收剂、YS为脉石捕收剂浮选脱泥、脱硫;以PS为脉石抑制剂、水杨酸和PZ为组合捕收剂浮选锡细泥,小型闭路试验结果:锡精矿锡品位13.57%、锡回收率82.14%,对原矿回收率6.57%,相对选矿厂锡细泥生产指标锡回收率提高了5.32%,经济效益显著。