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。     

乳化煤油对钛铁矿浮选的辅助捕收效果

以乳化煤油作为辅助捕收剂对某辉长岩型钛铁矿进行了浮选试验研究, 探索了H₂SO₄用量、MOH用量、乳化煤油用量对钛铁矿浮选分离效果的影响, 并进行了浮选闭路试验。以乳化煤油作为钛铁矿浮选的辅助捕收剂, 通过一粗两扫四精闭路浮选流程, 获得了TiO₂品位47.21%、回收率79.93%的钛精矿。乳化煤油对钛铁矿具有良好的辅助捕收效果, 可降低捕收剂MOH用量, 并显著提高精矿品位。     

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。     

贵州某硅-钙质胶磷矿双反浮选试验研究

针对贵州某硅-钙质胶磷矿,采用双反浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm粒级占82.50%,粗选捕收剂YW-01用量1.4 kg/t、调整剂硫酸用量14 kg/t,精选捕收剂SEA用量0.5 kg/t条件下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可得到P₂O₅品位30.54%、回收率88.59%、MgO含量0.81%、SiO₂含量12.28%的磷精矿。     

辽宁某银矿选矿试验研究

对辽宁某银矿进行了浮选试验研究。采用1次粗选、2次扫选、4次精选、中矿依次返回流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占79.86%、调整剂Na₂CO₃用量1 000 g/t、抑制剂水玻璃用量300 g/t、组合捕收剂乙黄药与丁铵黑药总用量100 g/t(用量比1∶1)、起泡剂2^#油用量40 g/t条件下,对银品位为74.67 g/t的原矿进行浮选试验,最终获得银精矿品位2 398.21 g/t、回收率92.03%的闭路浮选指标。试验结果可为该矿石及相关矿石的合理开发提供参考。     

贵州某磷尾矿再选试验研究

贵州某磷矿石浮选尾矿中主要矿物为白云石,其次为氟磷灰石。采用自制的高效捕收剂AB和1段磨矿、1粗1精氟磷灰石反浮选工艺对该尾矿进行分离白云石与氟磷灰石的再选试验,在磨矿细度为-75 μm占62.50%,抑制剂磷酸用量为14 kg/t,AB用量粗选为300 g/t、精选为100 g/t的条件下,获得了P₂O₅品位为22.29%、P₂O₅回收率为56.72%、MgO含量为4.23%的磷精矿和MgO品位为19.97%、MgO回收率为93.38%、P₂O₅含量为5.68%的镁精矿,为该尾矿的综合利用提供了一条经济可行的途径。     

陕西某选铁尾矿中钛铁矿的浮选实验研究

对陕西某选矿厂选铁尾矿进行了回收钛铁矿的实验研究。选铁尾矿经弱磁-强磁-磨矿-强磁工艺所得的精矿, 再经浮选回收钛铁矿。以H₂SO₄为调整剂, 草酸为抑制剂, FAT-3为钛铁矿捕收剂, 采用1粗5精浮选工艺流程, 最终获得了精矿TiO₂品位47.13%、回收率74.96%的试验指标, 实现了尾矿中钛铁矿的回收。     

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。      

某铝土矿新型组合捕收剂试验研究

采用自行研制的新型ZF组合捕收剂,对主要成分为高岭石和一水硬铝石,Al₂O₃品位为63.16%,铝硅比为5.32的一种山西铝土矿进行正浮选脱硅试验。在磨矿细度-0.074 mm占84.51%,碳酸钠用量3 500 g/t,硅酸钠用量113 g/t,ZF捕收剂用量800 g/t的条件下,通过1次粗选,1次精选,2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位68.92%,Al₂O₃回收率81.05%,铝硅比9.16的较好指标。     

织金含稀土磷矿石反浮选试验研究

根据矿石性质,采用自制的白云石类脉石矿物高效捕收剂AB对织金含稀土磷矿石进行1粗1精反浮选试验,在磨矿细度为-0.075 mm占82.80%、AB用量粗选和精选分别为350 g/t和100 g/t,抑制剂磷酸用量粗选和精选分别为12 kg/t和2 kg/t的条件下,获得了P₂O₅品位为31.20%、P₂O₅回收率为84.62%、RE₂O₃含量为0.133%、RE₂O₃回收率为92.98%、MgO含量为1.07%的磷精矿,为综合性开发该含稀土磷矿石资源提供了经济可行的技术依据。     

四川某磷矿双反浮选试验研究

对四川某磷矿进行了浮选试验研究。采取双反浮选工艺, 以新型药剂MG-7为脱镁反浮选捕收剂、H₂SO₄为抑制剂和pH调节剂, 以T609为脱硅反浮选捕收剂、Na₂CO₃为pH调整剂, 最终获得了精矿品位32.25%、回收率82.21%的闭路试验指标, 实现了目的矿物与脉石的分离。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。      

组合捕收剂浮选回收云南某铁尾矿中的磷

为了回收利用云南某钙硅质铁尾矿中的磷(P₂O₅含量18.56%),进行了浮选试验研究。试验结果表明,氧化石蜡皂+油酸钠组合捕收剂增强了捕收能力,改善了泡沫状态。闭路试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占70%、pH值调整剂Na₂CO₃用量4 kg/t、抑制剂水玻璃用量2 kg/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量1.6+0.4 kg/t条件下,采用一次粗选三次精选和一次扫选、中矿顺序返回的工艺流程,得到了磷精矿P₂O₅品位为28.32%、回收率为61.46%的浮选指标。本研究对该类含磷铁尾矿中磷资源的回收利用具有一定的参考意义。      

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。     

某氰化尾渣中铅、锌和铜的综合回收研究

对含有铅、锌和铜等有价金属的某氰化尾渣,采用预处理—铅锌混合浮选—预处理—铜浮选工艺,开展了详细的综合回收利用研究。研究结果表明,采用H₂SO₄活化预处理,在pH 8、丁基黄药用量为100 g/t时可获得Pb品位为10.87%、回收率为71.76%,Zn品位为31.89%、回收率为92.46%的铅锌混合精矿;采用现场选硫循环水对铅锌混合浮选尾矿进行洗涤,在pH 6、丁基黄药用量为50 g/t时得到了Cu品位为13.41%、回收率为33.39%的铜精矿。该工艺显现出了良好的经济效益和社会效益。      

云南某磷矿擦洗矿泥中磷的浮选回收试验

云南某磷矿擦洗矿泥P₂O₅含量达20.08%，主要含磷矿物为氟磷灰石，矿物粒度粗细不均，磷在粗粒级有一定程度的富集。对试样进行了回收磷的浮选试验。结果表明，在磨矿细度为-200目占70%时，以自制的LC3为磷矿物捕收剂，采用2粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理该擦洗矿泥，最终可获得P₂O₅品位为28.38%、回收率为98.67%的磷精矿。