鞍山地区含石棉滑石矿浮选试验研究

在对辽宁鞍山含石棉滑石矿进行岩矿分析的基础上,进行了药剂制度和工艺流程试验。试验结果表明,以十二烷基苯磺酸钠为捕收剂,植酸为调整剂,浮选条件:p H值为11,磨矿细度-0.074 mm含量为75%,经过1次粗选1次扫选3次精选开路试验,可获得滑石含量98.18%,回收率55%,杂质透闪石含量仅为0.49%的浮选产品,产品达到了滑石粉一级品原料的要求。     

内蒙古某低品位大鳞片石墨矿选矿试验研究

为更好开发利用低品位大鳞片石墨,针对内蒙古某低品位大鳞片石墨矿进行了选矿试验研究。在磨矿介质为棒磨、磨矿浓度60%、-0.15 mm 59.43%、浮选浓度23%、煤油105 g/t、2#油55 g/t、浮选时间3 min的粗选条件下,采用2段粗磨粗选、1段扫选、6段再磨7次精选、合格大鳞片石墨预先分级、中矿返回的闭路流程,获得固定碳为90.37%的+0.3 mm产品,固定碳含量为90.21%的-0.3+0.15 mm产品,+0.15 mm产品大鳞片综合保护率为74.36%。     

蒙古国某地区辉钼矿选矿试验研究

蒙古国某地区的钼矿有用矿物主要为辉钼矿,也含有少量钨矿.磨矿细度为-0.074mm55%和特定药剂制度条件下,经过一次粗选、三次扫选、八次精选的开路流程试验,可以获得品位为57.02%、回收率为81.09%的钼精矿.经过一次粗选、三次扫选、三次精选的闭路流程试验,可以获得品位为53.18%、回收率为95.76%的钼精矿.强磁-重选处理浮选尾矿,可得到品位1.22%、回收率79.97%的钨精矿.     

广东某含铜污泥冶炼渣富集工艺研究

某含铜污泥冶炼渣（以下简称铜渣）含铜3.50%,铜主要以金属铜和铜镍锡合金的形式存在,含铜物质嵌布粒度粗细不均匀,其中-0.01mm难选粒级占55%左右。对该铜渣开展浮选工艺研究,考察了磨矿细度、粗选pH和丁基黄药用量等条件对浮选指标的影响,并进行了全粒级浮选和筛分—浮选流程的开路对比试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%的条件下,以丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿;而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品,铜的综合回收率达75.15%,尾矿铜品位降低至0.49%。全粒级闭路浮选中矿易累积,而筛分—浮选闭路试验流程稳定,最终+0.15 mm产品和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%,满足回炉冶炼要求。     

从铁尾矿中回收磷的浮选试验研究

针对河北地区某铁选厂尾矿进行回收磷的浮选试验研究。原矿中P2O5含量为2.11%,-0.074 mm产率为8.94%。当磨矿细度为-0.074 mm占54.71%时,经过强磁选预先降钛,强磁尾矿在p H值为8,水玻璃用量800 g/t,aw-01用量1000 g/t,矿浆质量分数25%的条件下,经过1次粗选、3次精选的开路浮选试验对磷矿物进行回收,最终得到磷精矿品位为35.44%,回收率为84.03%。浮选尾矿中磷含量降低至0.28%。     

谦比希铜矿主西矿体混合矿分选工艺

在对谦比希铜矿西矿体矿样、主矿体矿样矿石性质研究的基础上，确定两种矿样的适宜配矿比例，并以该比例条件下所得混合矿为研究对象，分别优化了粗选工艺中硫化剂种类和用量、磨矿细度及捕收剂用量等条件，试验结果表明采用一次粗选、三次精选、两次扫选闭路浮选流程，可得到产率为4.99%、品位为35.04%、回收率为90.66%的优质铜精矿。     

浮选尾煤再选试验研究

对山西某选煤厂的浮选尾煤样品进行筛分和浮沉分析,确定采用尾煤预先筛分,>0.125 mm粒级粗选,粗选精煤磨矿后一段精选的尾煤再选工艺。通过条件优化试验优化了浮选入料浓度、煤油用量和精选磨矿的时间,试验结果表明通过再选可从灰分46.47%的浮选尾煤中,得到产率25.32%,灰分9.38%的精煤产品。     

缅甸某低品位重晶石矿的浮选试验研究

本文介绍了缅甸某低品位重晶石矿的浮选试验研究,该重晶石原矿BaSO4含量为64.32%。通过对该矿石性质的分析和浮选试验研究,确定了该低品位重晶石矿的最佳浮选条件。在磨矿细度-0.074mm80%、油酸钠800g/t、水玻璃500g/t的浮选条件下,采用"二次粗选、二次精选"的浮选工艺流程,获得了两种重晶石精矿:精矿一的品位为96.32%,回收率为91.94%,达到了化工级重晶石精矿的质量标准(BaSO4含量95%);精矿二的品位为91.26%,回收率为5.25%,可作为石油钻井中的加重剂。     

马达加斯加某大鳞片石墨矿选矿试验研究

为提高大鳞片石墨保护率,针对马达加斯加某大鳞片石墨矿进行了选矿试验研究。在磨矿介质为钢棒、磨矿质量分数为60%,-0.15mm含量为68.73%,浮选质量分数33%,生石灰用量2000 g/t,煤油用量160 g/t,2#油用量60 g/t的粗选条件下,采用"2段粗磨粗选、5段再磨8次精选、合格大鳞片石墨预先分级、中矿返回"的闭路流程,获得固定碳质量分数为90.21%、保护率为69.19%的+0.3 mm产品,以及固定碳质量分数为92.48%、保护率为73.01%的0.15~0.3 mm产品。     

青海某萤石矿常温浮选试验研究

介绍了青海某萤石矿在常温条件下进行浮选的试验研究结果。试验结果表明,采用新型捕收剂BK410、抑制剂酸化水玻璃,在常温下经一段磨矿、一次粗选、两次扫选、六次精选的浮选流程,可得到CaF2品位为97.40%的合格萤石精矿,其CaF2回收率为93.46%。     

用充填式浮选机选别大鳞片石墨的研究

在同等条件下,采用充填式浮选机和普通浮选机选别大鳞片石墨矿石对比,充填式浮选机精矿品位可提高0.26个百分点,回收率可提高2.95个百分点。从开路试试验还可看出,采用充填式浮选机,整个流程可减少1~2次精选作业。     

某锌冶炼渣回收铜的工艺研究

湖北某锌冶炼渣铜品位约为1.01%，铜主要以类质同象形式赋存于磁黄铁矿中，其次是铁氧化物（磁铁矿和赤铁矿）中，主要脉石矿物为玻璃质等。该论文首先研究锌冶炼渣的矿物组成及铜的赋存状态，之后分别对原渣样品和渣磁选除铁尾矿进行了选铜工艺试验，探索了不同种类抑制剂和捕收剂对铜金属回收的影响。结果表明，原冶炼渣样粗选采用丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位5.10%、回收率66.09%的铜精矿。冶炼渣磁选除铁尾矿粗选采用丁铵黑药捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位3.45%、相对磁选尾矿回收率57.61%的铜精矿。      

鞍钢某选厂混磁精矿矿物特征及其低温反浮选捕收剂的研究

对鞍钢某选厂混磁精矿的矿物特征进行了测定。并根据矿物特性,利用表面活性剂和脂肪酸研制了新的反浮选捕收剂,该捕收剂适宜的矿浆温度可从28 ℃降到18～20 ℃。实验室浮选试验结果表明,18 ℃下,开路一粗一精浮选,可获得精矿全铁品位68.24%、回收率68.29%; 闭路一粗一精三扫浮选,可获得精矿全铁品位68.65%、回收率90.54%。16～18 ℃下工业现场试验可获得精矿全铁品位68.14%、尾矿全铁品位15.38%,与原来28 ℃分选指标相当。试验结果可为选厂降低成本、节省能耗、增加效益提供技术支撑。     

国外某金矿石选矿试验研究

国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选工艺流程进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。     

四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究

对四川绵阳某氧化铅锌矿进行了浮选工艺研究。采用先硫后氧、先铅后锌的选别方案,经两粗一精一扫选铅、三粗两精一扫选锌,在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%条件下,得到了产率12.77%、铅品位66.10%、铅回收率88.23%、含锌2.87%、锌回收率3.18%的铅精矿和产率18.76%、锌品位45.32%、锌回收率73.81%、含铅1.62%、铅回收率3.18%的锌精矿,全流程铅金属总回收率91.41%、锌金属总回收率76.99%。     

柴山铅锌矿石旋流-静态微泡柱浮选试验研究

为进一步提高柿竹园柴山铅锌矿对现有资源的利用水平,以半工业型旋流-静态微泡浮选柱为分选设备,采用一段闭路磨矿（细度-0.074 mm含77%）、一粗一精优先浮铅、一粗一精再浮锌的工艺流程对柴山铅锌矿石进行了半工业选矿试验,获得了铅品位为62.79%、铅回收率为89.81%的铅精矿和锌品位为52.24%、锌回收率为90.46%的锌精矿,同采用浮选机生产的现场相比,不仅对其二粗三精二扫优先浮铅、一粗三精三扫再浮锌的工艺流程进行了简化,而且使铅精矿铅品位和铅回收率分别提高12.58和0.88个百分点、锌精矿锌品位和锌回收率分别提高1.98和8.95个百分点。     

马来西亚某高硫铜矿磁选-浮选工艺试验研究

采用磁选-浮选联合工艺回收马来西亚某高硫铜矿中的铜, 在磁场强度1.0 T条件下经过2次磁选预处理, 磁选精矿经一粗二精浮选得到铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1, 磁选尾矿经二粗三精一扫浮选得到铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2, 铜总回收率为60.68%, 实现了铜硫分离。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。