反浮选铁尾矿正-反浮选再选研究

通过正-反浮选联合流程对取自齐大山选矿厂的反浮选尾矿进行了再选试验研究,结果表明,以2,4-二羟基苯甲酸为石英抑制剂、油酸钠为捕收剂,在不加pH值调整剂的条件下,当抑制剂用量为800 g/t、捕收剂用量为550 g/t时,正浮选5 min后,粗精矿中铁的回收率可达78.85%,品位为31.86%。正浮选粗精矿反浮选试验结果表明,当磨矿细度达到95.50%-0.045 mm 时,经过1次粗选、2次精选,1次扫选,可获得精矿铁品位66.17%,铁回收率27.64%的分选指标。     

伊春辉钼矿浮选工艺优化试验研究

针对伊春低品位辉钼矿,采用浮选工艺获得高品位钼精矿。采用单因素试验方法,重点考察了药剂制度(p H值、混合抑制剂用量、捕收剂用量、起泡剂用量)及物理因素(磨矿粒度、温度、浮选转速、充气量、刮泡时间)对浮选指标的综合影响。单因素试验结果表明,当矿浆浓度为45%时,该辉钼矿浮选的最佳工艺条件为:温度20℃、p H值8.7,混合抑制剂用量600 g/t,捕收剂用量115 g/t,起泡剂用量60 g/t、磨矿粒度为-74μm占70.93%,浮选转速2000 r/min,充气量0.3 m3/h、刮泡时间8 min;此条件下经"一粗一扫"工艺,可获得钼品位2.81%、回收率为94.62%的粗钼精矿。基于此优化条件,采用"一粗六精一扫"的开路试验流程,可获得品位为45.68%、回收率为31.75%的钼精矿,而采用"一粗六精一扫、中矿顺序返回"的闭路试验流程,最终可获得品位为40.32%、回收率为93.28%的钼精矿。     

某羟硅铍石矿中浮选富集含铍矿物的试验研究

新疆某羟硅铍石矿BeO品位0.47%,脉石矿物主要是石英、长石、云母等硅酸盐类矿物。为回收利用其中的铍矿物,采用浮选的方法对其进行试验研究。最终在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%,调整剂氟化钠用量400 g/t、碳酸钠用量1 500 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、六偏磷酸钠用量50 g/t,捕收剂油酸900 g/t+GYB 100 g/t的条件下,进行了一次粗选、一次扫选、四次精选的闭路浮选试验,可获得BeO品位8.31%、回收率84.56%的铍精矿。该羟硅铍石的浮选富集程度较好,可为同类型矿石的开发提供依据。     

贵州某中低品位萤石矿浮选试验研究

贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明：矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。     

某铁精矿浮选柱脱硫试验研究

采用浮选柱对某铁矿选矿厂生产的含硫量超过0.4%的磁铁矿精矿进行了脱硫试验研究。通过实验室浮选柱系统试验,确定了较理想的试验参数:磨矿细度-200目占96.8%以上,黄药用量240 g/t,硫化钠用量800g/t,硫酸铜用量200 g/t,2#油用量200 g/。t在此条件下,浮选柱经一次分选能够将铁精矿中硫含量降至0.084%。而浮选机经一次粗选、两次精选、一次扫选,所得铁精矿中硫品位仍在0.20%以上。     

某金矿浮选试验研究

对金矿原矿品位为1.53 g/t,主要载金矿物为黄铁矿和黄铜矿的某金矿,进行了着重回收金属硫化矿物的探索实验,确定采用碳酸钠调浆和丁铵黑药＋丁基黄药组合使用的方式进行浮选条件实验。经过条件试验确定了最佳磨矿细度为-200目65.05%,碳酸钠用量为1 000 g/t,丁铵黑药与丁基黄药配制比例为1∶3,用量为60 g/t。开路试验采用一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,由于金精矿品位较高,但一次扫尾矿品位较高,故闭路试验采用一粗、两精、两扫工艺流程,得到了金品位为70.26 g/t、回收率为92.30%的浮选金精矿。     

西昌三圆石材厂废料中高钪矿物的浮选试验

随着社会的快速发展,钪资源已经成为重要的战略资源。目前,可供直接利用的资源殆尽,所以利用选矿富集的方法成为资源有效利用的关键。西昌三圆石材废料中Sc2O3品位为68g/t,达不到生产要求,因此需要对矿石进行富集回收。工艺矿物学研究表明,辉石和角闪石中Sc2O3的含量相对较多,二者是选矿回收的主要载钪矿物。本文通过磨矿细度、捕收剂的pH试验和药剂用量试验,确定采用“一粗一扫一精,精选尾矿再扫”的浮选流程；最终在磨矿细度为-200目占95%；粗选油酸钠用量250g/t,氢氧化钠用量2200g/t；扫选油酸钠用量150g/t,氢氧化钠用量500g/t的条件下,获得Sc2O3精矿品位为79.75g/t,回收率为65.11%的较好指标,旨在为钪的回收利用提供一定的借鉴意义。     

某铁闪锌矿浮选试验研究

某铁闪锌矿中硫化矿主要为铁闪锌矿和磁黄铁矿, 对此矿物进行了浮选试验研究。通过优先浮锌条件试验, 确定了粗选扫选最佳条件为: 磨矿粒度-0.074 mm粒级占70%、石灰用量6 000 g/t、硫酸铜用量1 000 g/t、丁黄药用量125 g/t。实验室小型闭路试验获得锌精矿品位为48.41%, 回收率为92.42%, 达到预期效果。     

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。     

柱机联合工艺在湖南某低品位白钨矿浮选中的应用

湖南某低品位白钨矿中脉石矿物以硅酸盐矿物及方解石、长石为主,该选厂存在生产流程长、分选效率低、回收率较低等问题。为此,采用旋流-静态微泡浮选柱与浮选机联合分选工艺,对该白钨矿进行了浮选试验研究。结果表明,在最佳试验条件下,即处理量25 kg/h,捕收剂硝酸铅和MTC用量各900 g/t,硫酸铝用量450 g/t,水玻璃用量600 g/t,采用"一粗一精二扫"工艺流程可得到钨品位为15.93%、回收率为79.02%的精矿。与全浮选机工艺和全浮选柱工艺相比,"柱机联合工艺"可同时强化粗粒级和细粒级白钨矿的回收,钨精矿回收率分别从全浮选机工艺的48.5%和全浮选柱工艺的68.74%提高到了79.02%。柱机联合工艺既实现了对白钨矿的有效回收,又缩短了浮选工艺流程。