赞比亚低品位硫化镍矿浮选脱泥试验研究

为了高效利用赞比亚镍矿资源,减少易于泥化的矿物对后续工艺的影响,针对赞比亚低品位硫化镍矿进行了浮选脱泥—粗选与不脱泥浮选的对比试验。得到浮选脱泥—粗选的精矿品位和回收率分别高于不脱泥浮选0.28%和3.62%,从质量和数量两方面都说明了浮选脱泥—粗选工艺好于不脱泥浮选工艺。并对浮选脱泥—粗选的捕收剂进行优化试验,得到了最佳的煤油用量为10 g/t。     

铜镍硫化矿浮选预脱泥的试验研究

喀拉通克铜镍硫化矿中的滑石及蛇纹石化橄榄石等易浮脉石矿物的存在，严重干扰了铜镍矿物的浮选，不仅增加了药剂消耗，而且影响了浮选指标。通过工艺矿物学和脱泥试验研究，采用新型MB起泡剂浮选预脱泥，减轻了矿泥对锡镍选别的影响，显降低了药剂成本。     

铜镍浮选分离新型抑制剂NJ的试验研究

针对某铜镍混合精矿铜镍矿物嵌布粒度细且致密共生、残留药量大、铜离子活化干扰造成铜镍分离困难的特点,进行了浮选试验研究。试验研究结果表明:混合精矿再磨至-0.037mm占73.34%后,采用活性炭脱药、石灰+新型抑制剂NJ抑镍浮铜进行铜镍分离,闭路试验最终获得铜精矿铜品位28.26%、铜回收率84.13%,镍精矿镍品位8.02%、镍回收率97.91%,精矿中铜镍互含下降明显,获得了合格的铜精矿和镍精矿,实现了低碱条件下铜镍分离。     

枣阳大阜山原生金红石矿脱泥试验研究

对枣阳大阜山原生金红石矿进行了选矿试验研究,为有效减少矿泥和脉石对浮选影响,分别采用了单一摇床重选、重磁联合、沉降和反浮选工艺进行脱泥抛尾,脱泥之后再进行金红石浮选。试验结果表明,在浮选前进行脱泥作业能够显著提高浮选指标,反浮选脱泥抛尾工艺效果更好,一次性抛弃尾矿产率为10.85%,金红石损失率为7.08%,反浮选脱泥后再进行正浮选,采用C5-9羟肟酸作为捕收剂,经过一次粗选,精矿品位达21.12%,回收率达75.08%。     

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%。     

某多金属资源中低品位钨锡浮选技术研究

采用"浮选富集—强磁分离"的技术路线,研究了工艺流程与药剂制度对钨锡资源的综合回收的影响。结果表明,采用旋流器脱泥可大量脱除细粒脉石矿物,优化钨锡矿物的浮选环境;以Pb(NO3)2为活化剂,BK411和BK412为组合捕收剂可实现低品位钨锡资源的高效混合浮选;混浮精矿重选富集后可采用强磁选分离得到钨精矿和锡精矿。采用"脱泥—浮选—重选—强磁"工艺流程,可得到含量42.36%的钨精矿和52.22%的锡精矿,较好地实现了钨锡资源的综合回收。     

双龙镍蛇纹石矿脱泥浮选试验研究

针对双龙镍蛇纹石矿进行Ni浮选综合回收试验研究,蛇纹石矿磨矿易泥化,影响Ni浮选指标,通过试验对比表明浮选前需脱泥。探讨摇床脱泥工艺条件,确定了摇床粗选-粗选中矿再选-摇床混合精矿浮选工艺流程。然后通过磨矿细度、浮选药剂制度调整,最终获得了精矿Ni品位8.20%,Ni回收率14.09%的综合利用优良指标。     

硫化铜镍矿分选难点与工艺技术进展

针对硫化铜镍矿的浮选分离技术,详细总结了其选矿过程中铜镍矿物难于单体解离、含镁脉石矿物易于混杂、磨矿与分选过程溶液化学变化、铜镍分离中铜镍互含较高等技术难点,分别介绍了优先浮选、混合浮选、阶段磨浮、预先脱泥-浮选及浸出等工艺特点和应用,归纳了新型浮选药剂在硫化铜镍矿分选中的应用现状,分析了磨矿介质的类型和浮选电化学环境对浮选过程的影响,展望了硫化铜镍矿浮选技术发展趋势,指出加强磁选、生物浸出等非浮选工艺的研究能强化镍资源的回收。     

广西某铜镍硫化矿石选矿试验

针对广西某低品位铜镍硫化矿石性质特点,采用铜镍混合浮选-抑镍浮铜工艺流程对该矿石进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明：以草酸为铜镍混浮的活化剂,活性炭为铜镍分离的脱药剂,石灰、亚硫酸钠和SY为铜镍分离时镍的组合抑制剂,采用1粗4扫铜镍混合浮选、1粗2精2扫铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为15.24%、铜回收率为76.65%的铜精矿,以及镍品位为4.90%、镍回收率为82.36%的镍精矿。     

新型捕收剂BK414A在某锂云母矿中的应用

针对某锂云母矿石在脱泥作业中锂损失较大的问题,对原矿进行了工艺矿物学研究,主要是由于部分细小鳞片状集合体在磨矿中泥化造成的。基于阴/阳离子表面活性剂协同效应复配了新型锂云母捕收剂BK414A,在不添加调整剂、不脱泥的条件下对该锂云母矿进行了浮选试验研究,并与常规脱泥-酸法浮选工艺进行了指标对比。研究结果表明：BK414A作为锂云母捕收剂在中性矿浆环境中获得了精矿中Li₂O品位3.05%、Li₂O回收率89.19%的浮选指标;在酸性矿浆环境中(pH=4)常规脱泥-酸法浮选工艺获得了精矿中Li₂O品位2.91%、Li₂O回收率81.87%的浮选指标;与常规脱泥-酸法浮选工艺相比,新工艺所得精矿中Li₂O品位提升了0.14%、Li₂O回收率提升了7.32%。采用BK414A浮选锂云母时,无需添加调整剂、无需脱泥,实现了全粒级浮选,且具有流程稳定、浮选指标优良等优点,在中性矿浆环境实现了锂云母的高效回收。     

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。      

河南某长石矿选矿试验研究

对河南某长石矿进行了矿物组成分析、物相分析和多元素分析,通过磨矿细度、磁选、脱泥粒度、浮选等试验研究,确定了 “磨矿-脱泥-强磁选-脱泥-反浮选除铁-长石浮选”的工艺流程。结果表明,该选矿工艺最终可获得产率49.98%、K₂O品位11.12%、TFe含量0.20%的长石精矿以及产率12.75%、SiO₂品位96.54%的石英精矿。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

西藏玉龙铜矿硫化矿选矿工艺流程的研究

玉龙铜矿硫化矿氧化率较高 (13 2 6 % ) ,次生铜含量大 (73 4% ) ,黄铁矿含量高 ,高岭石和蒙脱石的含量也较多 (18 6 1% ) ,矿石性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨 ,确定采用铜硫混合浮选 -混合精矿再磨后铜硫分离 -混选尾矿分级后矿砂浮选、矿泥酸浸工艺。在小型试验基础上 ,完成了扩大连选试验。连选试验所获铜精矿铜品位2 0 47%、铜回收率 73 6 6 % ,加上矿泥酸浸 ,总铜回收率为 78 49%。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

超基性岩中低品位微细浸染型镍矿物的选矿新技术

本次试验矿石产自新型镍矿床,矿石中镍矿物含量低(仅为0.22%),呈微细浸染状嵌布;脉石矿物主要为蛇纹石、滑石,矿浆中二者异相凝聚严重,对磨矿及浮选影响很大。针对矿石性质特点,试验采取干式磨矿、离心机预脱泥、添加选择性分散抑制剂EMY-3等有效措施,通过一段干式磨矿、预脱泥、一次粗选、一次扫选、两次精选流程,最终获得了精矿镍品位6.68%、镍回收率62.44%的良好技术指标。     

东北某钾长石除杂试验研究

通过对钾长石原矿进行工艺矿物学分析,查明了主要杂质矿物及其赋存状态;采用"脱泥+反浮选"的除杂工艺流程,对脱泥和反浮选过程中的主要影响因素和试验流程进行研究。在-200目含量占75%、脱泥筛尺寸为400目、ZB-1用量为400 g/t,硫酸用量为200g/t,十二胺用量为300 g/t的条件下,取得了产率65.92%和含Fe量0.12%的钾长石精矿产品。     

湖南某多金属矿尾矿萤石选矿新工艺研究

研究从湖南某多金属矿尾矿中回收萤石的高梯度磁选—脱泥—浮选新工艺,采用高梯度磁选除去该尾矿中的磁性矿物,非磁性物料进入旋流器脱泥,脱泥后的物料进入萤石浮选作业。试验结果表明,采用该工艺选别CaF_2含量22. 67%的多金属矿尾矿,可以获得CaF_2含量95. 03%,回收率70. 11%的萤石精矿。