从斜锆石精矿精选废料中获得商品斜锆石精矿和稀有金属精矿

俄罗斯哥夫多尔斯克采选公司在处理磁铁矿矿石时附带回收了斜锆石精矿,但在斜锆石粗精矿精选作业中产生了斜锆石废料,其中不仅ZrO2含量高,而且铌、钽和放射性元素含量也较高.制定了从斜锆石精选废料中获得商品斜锆石精矿的工艺流程,其中包括在60～90℃温度下用稀盐酸或硫酸(2～3 mole/L)处理废料,磁选分离出斜锆石精矿,再用高温(250℃)硫酸化处理获得斜锆石精矿.用该工艺流程可以获得斜锆石商品精矿,其ZrO2回收率为88%～90%.同时获得Nb2O5 Ta2O5合量为50%,回收率为50%的稀有金属精矿.     

宁陕某磁铁矿精矿制备高纯铁精矿试验研究

陕西宁陕某磁铁矿精矿铁品位67.30%、Si O_26.00%,以其为研究对象进行了制备高纯铁精矿的试验研究。讨论了试验工艺流程、磨矿细度、磁场强度等因素对高纯铁精矿制备的影响,确定了制备高纯铁精矿的试验工艺流程和最佳工艺参数。通过阶段磨矿磁选的工艺流程,最终获得了产率为92.90%,TFe品位为71.32%,Fe回收率为97.00%,Si O_2含量为0.587%的高纯铁精矿。     

汉吉兹矿床的多金属矿石选矿工艺的制定

乌兹别克斯坦共和国汉吉兹铜铅锌多金属矿石由于矿物嵌布粒度细,含有次生硫化铜矿物,属于难选多金属矿石.提出了铜--铅混合浮选、铜铅混合精矿分离浮选和从铜铅混合浮选尾矿中浮选闪锌矿工艺流程.在铜--铅混合浮选回路中采用硫酸锌作为闪锌矿的抑抑剂,用丁基黄药和黑药混合浮选铜和铅矿物.在铜铅混合精矿分离中,用活性炭和硫化钠及洗矿后解离矿物表面上的药剂,用硫酸将矿浆调至酸性pH,再用亚硫酸钠作为方铅矿的抑制剂,用黄药浮选硫化铜矿物.用硫酸铜活化闪锌矿,用黄药和黑药捕收剂从混合浮选尾矿中获得锌精矿.该工艺流程获得质量合格的铜精矿、铅精矿和锌精矿,铜、铅和锌的回收率分别为69.2%～72.7%,74.7%～78.5%和80%.     

从洛沃扎尔斯克选矿厂抛弃的尾矿中获得霞石精矿

本文研究了洛沃扎尔斯克选矿厂尾矿的工艺矿物学,制定了采用再磨-重选-磁选工艺制取霞石精矿的工艺流程.用推荐的流程可以可从卡尔纳苏尔斯克选矿厂尾矿制取含28.3%～28.5%Al2O3、回收率86.9%的霞石精矿,精矿的主要组分含量基本上满足TУ准对霞石精矿的要求.     

提高钼精矿品位试验研究

为了给57%钼精矿工艺技术研究项目提供先进合理的工艺流程,项目组进行了室内试验研究。研究结果表明,粗精矿采用浓缩脱药,经过一段再磨、一次或两次擦洗、多次精选的工艺流程,即可全部生产出57%钼精矿,精选回收率达到97%。     

枣阳原生金红石选冶新工艺研究

针对枣阳原生金红石矿,用磁选-重选-浮选相结合的联合工艺流程进行分选,磁选可抛除20~27%的磁性矿物,非磁性产品经螺旋溜槽进行脱泥后进入浮选作业,用SPA和OCT做组合捕收剂,经一次粗选两次精选和两次扫选可得TiO2品位为70.98%,作业回收率为88.60%的浮选精矿。浮选精矿经磁选焙烧酸洗后,可得最终精矿指标为：TiO2品位89.53%,回收率74.78%。     

丰山铜矿铜钼分离浮选柱工业试验研究

用浮选柱代替丰山铜矿铜钼分离工艺流程中机械式浮选机精四到精七作业,通过与原工艺流程轮流进行工业生产,取得了对比的生产数据,结果表明,用浮选柱一次精选可代替原4次精选作业,钼精矿品位36.849%,回收率77.71%,比原工艺流程指标好,同时可以节约药剂10%以上,电单耗下降5%。     

枣阳原生金红石矿选冶新工艺

针对枣阳原生金红石矿特点,用磁选—重选—浮选相结合的联合工艺流程进行分选,磁选可抛除20%左右的磁性矿物,非磁性产品经螺旋溜槽进行脱泥后进入浮选作业,用苯乙烯膦酸和正辛醇作组合捕收剂,经一次粗选、两次精选和两次扫选可得TiO_2品位为70.98%,作业回收率为88.60%的浮选精矿。浮选精矿经磁选焙烧酸洗后,最终精矿TiO_2品位为89.53%,回收率为74.78%。     

从磨矿性能角度解决大鳞片石墨的保护问题

针对国外某大鳞片石墨矿, 结合磨矿细度与浮选精矿筛析数据, 在保护矿石中大鳞片石墨的同时, 简化了工艺流程, 最终采取阶段磨矿、一粗两精一扫-筛分分级的浮选工艺流程, 获得了产率4.37%、品位92.81%、回收率79.59%的大鳞片石墨精矿, 以及产率0.80%、品位91.23%、回收率14.29%的细鳞片石墨精矿。     

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验

针对安徽某高硫含砷难选金矿石硫精矿含砷问题,结合现场生产工艺流程,以浮选硫进料为原矿试样,采用抑砷浮硫—浮选砷金精矿的工艺流程,试验室小型闭路试验获得了硫精矿硫品位42.56%,含砷0.42%,硫回收率89.42%;砷金精矿含砷18.34%,砷回收率80.09%,金品位12.65 g/t,金回收率59.56%的试验指标。     

山西某金红石矿选矿试验研究

山西某金红石矿采用重选主干流程进行选别,精矿产品TiO2品位为90%左右,但金红石(TiO2)的回收率不足50%。为提高金红石的选矿回收率,开展了以浮选为主干流程的选矿工艺研究。确定的选矿方案为两次浮选抛尾─金红石浮选(一次粗选、两次精选)─浮选精矿除杂(弱磁选—强磁选—重选)。全流程试验结果表明:采用浮选主干流程大大提高了精矿TiO2的回收率,总精矿TiO2回收率为69.25%,金红石矿物的回收率达到86.42%,其中精矿1含TiO289.58%、TiO2回收率46.84%;精矿2含TiO280.53%、TiO2回收率22.41%。同时综合回收了磁铁矿和钛铁矿。     

硫铁矿烧渣磁选-重选联合工艺回收铁精矿研究

介绍了从硫铁矿烧渣中回收铁精矿的工艺流程。试验研究表明，硫铁矿烧渣经预先分级、磨矿后，在120kA／m条件下磁选，磁选尾矿用螺旋溜槽重选，获得混合精矿产率72．86％、品位61．32％、回收率83．28％的较好指标。硫铁矿烧渣不经磨矿直接磁选得不到高品位精矿；全部磨矿后分选，精矿品位略有提高，但回收率下降较多。     

某锡铜矿选矿工艺试验研究

针对某锡铜矿矿石性质分析结果,进行浮-磁-重和重-浮-磁-重两种工艺可选性试验对比研究。试验结果表明,重-浮-磁-重工艺指标优于浮-磁-重工艺,对含锡0.913%Sn和含铜0.423%Cu试样,获得锡精矿品位为66.36%Sn,锡回收率为63.96%,综合回收铜精矿品位为23.26%Cu,铜回收率为37.39%,同时获得铁精矿品位63.93%Fe,铁回收率为7.97%。     

旋流-静态微泡浮选柱用于铜钼分离的试验研究

利用旋流—静态微泡浮选柱半工业分选试验系统对某选矿厂铜精矿产品进行了铜钼分离的试验研究。经过浮选柱粗选—粗精矿再磨—三段柱精选的闭路流程,在入料钼品位0.17%的情况下,可以得到钼精矿品位47.51%、钼回收率72.07%的浮选指标,铜回收率达到99.99%。该流程工艺简单,在基本不损失铜金属的情况下,得到了合格的钼精矿产品,实现了资源的综合回收利用。     

铜硫等可浮与优先浮选工艺技术研究

云南某铜硫矿铜品位较低,含铜矿物嵌布粒度不均匀,且与主要的含硫矿物磁黄铁矿共生关系密切,脉石矿物复杂,因此,本文对该矿进行了详细的工艺矿物学及选矿试验研究。根据矿石特点,分别进行了铜硫等可浮与铜优先浮选工艺流程对比试验研究。采用铜硫等可浮-铜硫分离浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜18.97%,铜回收率81.08%;硫精矿含硫37.71%,硫回收率26.09%。采用铜优先浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜20.12%,铜回收率82.15%;硫精矿含硫37.41%,硫回收率84.48%。     

复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改造与生产实践

对某复杂多金属矿石的工艺矿物学进行了研究, 对原生产工艺流程及工艺条件进行了分析, 针对其中的问题进行了工艺流程及药剂制度改造, 采用优先选铜-铜浮选尾矿选铅-再选锌的工艺流程, 并采用效果较好的铜捕收剂YK1-11和铅抑制剂YK3-09, 最终获得了品位16.16％的铜精矿、品位55.39％的铅锌混合精矿和品位45.52％的锌精矿, 铜、铅、锌回收率均有大幅提高。该研究为类似复杂铜铅锌多金属矿的开发与利用提供了新的思路。     

印度某铁矿选矿工艺研究

针对印度某铁矿在工艺矿物学研究基础上进行了选矿工艺研究,采用阶段磨矿—粗细分别磁选流程,可以获得品位为64.23%、回收率为74.89%的铁精矿;采用磁选—反浮选流程,可以获得品位为64.57%、回收率为72.11%的铁精矿;采用焙烧—磁选流程,可以获得品位为67.98%、回收率为95.18%的铁精矿。在目前条件下,阶段磨矿—粗细分别磁选工艺较为适宜。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

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.     

充气机械搅拌式浮选机放大方法的研究

随着世界经济及国内经济的持续迅速增长,浮选机大型化已成为必然趋势,但浮选机放大方法依然以经验放大为主。本文从充气机械搅拌式浮选机的原理入手,从形状和动力学两个方面研究了充气搅拌式浮选机的放大方法,其中:槽体的放大因子为槽体截面积与叶轮直径的比值,放大规则为SD=a1Vb1;叶轮形状的放大因子为叶轮直径,放大规则为D=a2Vb2;叶轮搅拌强度的放大因子为叶轮搅拌雷诺数,其放大规则为J=a5Vb5;浮选机动力学的放大因子为S/D倍的叶轮线速度,其放大规则为S/DV=a6Vb6。该放大方法也可用于自吸气机械搅拌式浮选机,对大型浮选机放大理论的研究有一定的促进作用。