云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究

云南某鲕状赤铁矿磷含量高达0.87%,铁品位为45.14%。对此矿石进行单一的强磁选及反浮选试验研究,结果表明都不能获得磷品位低于0.2%,铁品位较高的铁精矿。采用强磁-反浮选及脱泥-反浮选均能获得磷品位低于0.2%,铁品位高于52%的铁精矿。脱泥-反浮选具有投资成本低,流程结构简单的优势,推荐采用此流程处理该矿石。该研究对开发此类高磷鲕状赤铁矿具有一定的借鉴意义。     

白云鄂博矿直接浮选稀土工艺流程研究

白云鄂博选矿采用先选铁后回收稀土的流程,稀土回收率不足10%。为探索提高白云鄂博选矿稀土回收率的方法,对原矿直接浮选稀土然后回收铁的开路选别流程做了尝试。结果表明,稀土浮选粗精矿经过三次精选后可获得稀土品位为41.50%,回收率为41.87%的稀土精矿,稀土粗尾矿经过一次磁选可获得铁品位为67.00%,回收率为65.67%的铁精矿。     

攀西钒钛磁铁矿中钛铁矿高效回收工艺研究

针对攀西地区某钒钛磁铁矿选铁尾矿采用常规"强磁—强磁—浮选"流程回收钛铁矿时,回收率低、选钛成本高、粒度偏细不利于深加工等问题,对攀西钒钛磁铁矿选铁粗粒尾矿采用"强磁—重选—电选"、选铁细粒尾矿采用"强磁—强磁—浮选"流程进行钛铁矿高效回收工艺研究。试验表明能获得TiO_2品位47.40%、回收率61.84%的钛精矿,钛铁矿相对选铁尾矿的回收率、单位钛精矿成本和0.074 mm以下细粒级含量较常规"强磁—强磁—浮选"流程分别提高约14个百分点、降低约50元与降低约20个百分点,更适宜生产硫酸法钛白和酸溶性高钛渣。     

攀西地区某钒钛磁铁矿选钛工艺研究

在查明攀西地区某钒钛磁铁矿多元素分析和目的矿物成分的基础上,针对该矿石的选铁尾矿进行了磁选、重选、电选、浮选工艺研究,揭示了各工艺对不同脉石矿物的去除规律。在此基础上,确定了两种工艺流程,采用粗粒电选-细粒浮选流程,可获得精矿钛品位47.11%、回收率22.17%的指标;采用强磁精全浮流程,可获得精矿钛品位47.05%、回收率22.08%的指标。     

梅山铁矿浮选药剂及浮选条件试验研究

梅山铁矿硫浮选采用一粗一扫三精流程,生产硫精矿含硫波动大,回收率偏低。为改善选硫指标,开展浮选药剂及浮选条件试验研究,通过药剂种类及用量试验、浮选浓度试验、充气量试验、浮选动力学试验等试验确定了适合梅山铁矿的浮选条件。     

从某铁矿中综合回收铋和铜的选矿工艺研究

为更好利用某铁矿资源,在回收铁的同时,对其伴生铜铋资源进行综合回收。确定好原矿的矿石性质后,采用先浮选铜铋然后再磁选的方案。在磨矿细度92.3%-0.074 mm条件下,采用优先浮铜再浮选回收铋-浮选尾矿磁选回收铁-磁选尾矿最后摇床回收铋的试验流程,试验结果为:铜精矿含铜19.890%,铜的回收率83.176%;铋精矿含铋27.940%,铋回收率16.631%。     

河南某金矿浮选尾矿回收金、铁的工艺研究

河南某金矿选矿厂采用一次粗选、二次精选、二次扫选浮选工艺流程,其浮选尾矿品位较高,金品位0.33 g/t、铁品位5.94%。为充分利用矿产资源,提高资源综合利用率,对其浮选尾矿采用重选—浮选—磁选联合工艺综合回收金和铁,获得较好指标;金精矿金品位49.96 g/t,金回收率53.81%;铁精矿铁品位48.89%,铁回收率30.62%。     

梅山铁矿尾矿浮选铁的试验研究

梅山铁矿尾矿组成复杂,脉石矿物的物理性质与铁矿物相近,分选困难。采用强磁选脱泥,脱泥精矿正浮选,以甲苯胂酸作铁矿物捕收剂,六偏磷酸钠作脉石矿物抑制剂,煤油为辅助捕收剂,通过一粗二精一扫流程,得到铁品位63.47%的合格铁精矿,回收率为24.04%。     

酒钢镜铁矿尾矿中铁矿物再回收试验研究

酒钢选矿厂排出的镜铁矿强磁选尾矿铁品位约为28%,有较高的回收价值。为回收其中的铁矿物,本研究基于该强磁选尾矿工艺矿物学,对其进行反浮选—磁化焙烧—磁选试验研究。研究结果表明：该强磁尾矿经过一粗一精的反浮选试验流程,可得到铁品位为43.88%的浮选精矿,其作业铁回收率为50.93%。经过磁化焙烧后得到焙砂,焙砂进行一粗一精的磁选试验后可得到铁品位为62.37%的磁选铁精矿,其作业铁回收率为83.39%。     

柏泉铁矿联合浮选机组的改造应用实践

承德柏泉铁矿采用常温浮选工艺回收选铁尾矿中的伴生磷矿资源,通过对粗选工序KYF-XCF联合浮选机组的改造优化,浮选作业流程稳定、指标良好,粗选回收率得到显著提高,起到了稳质提产的效果。     

利用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿混合浮选钼回收率

以煤油作为辉钼矿的主要捕收剂,以气溶胶形式进行加药,进行了煤油用量实验、浮选时间实验、pH值和磨矿细度影响实验,研究采用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿钼回收率.气溶胶浮选技术可使铜钼混合浮选阶段钼回收率提高3%,且浮选时间缩短20%左右;在相同的回收率下,气溶胶浮选法使用的煤油用量可节省40%;气溶胶浮选的最佳磨矿细度为0.074mm占65%,浮选矿浆最佳pH值为9.与传统浮选工艺相比,气溶胶浮选技术具有浮选效率高、药剂用量少等特点,在低品位难选矿石浮选方面具有一定优势.      

内蒙古某低品位氧化锌矿浮选试验研究

针对内蒙古某低品位高氧化率混合锌矿的特点,采用先硫化锌浮选-后氧化锌浮选工艺进行了试验研究,其中氧化锌浮选采用硫化-胺法工艺。结果表明,在不脱泥,磨矿细度-0.074 mm 75%,经硫化矿优先浮选,获得硫化矿锌精矿品位59.89%,锌回收率32.92%;氧化矿硫化胺法浮选获得锌精矿品位32.40%,锌回收率28.01%,有效实现了低品位氧化锌矿的浮选。     

柱机联合浮选工艺在铜钼矿分选中的应用

新疆某铜矿选厂二期扩能工程采用旋流-静态微泡浮选柱进行铜钼混合粗选、铜钼混合精选、铜钼分离粗选、钼精选等作业,与浮选机扫选作业结合形成柱机联合浮选工艺系统,在原矿铜品位0.65%,钼品位0.046%的情况下,经稳定运行获得了铜精矿品位21.8%、铜回收率91.37%、钼精矿品位50.6%、钼回收率55.68%的浮选指标。较一期浮选机工艺相比,柱机联合浮选工艺流程明显简化,铜钼分离效果得到了提高。     

利用浮选柱提高微细粒萤石回收率的工业试验

为了解决龙泉市砩矿有限责任公司萤石浮选尾矿中微细粒萤石流失严重的问题,引入充气式浮选柱处理浮选机浮选尾矿,通过浮选柱参数优化确定了最终的工业生产流程.经连续运转72 h共计9个班次不间断工业生产得到了萤石精矿含CaF297.42％、CaF2回收率为96.59％的工业试验指标,该指标相比原生产指标,精矿中CaF2实际回收...     

某难选金矿选厂浮选时间和放大系数的优化研究

浮选时间是选厂设计的重要参数之一,而浮选时间的确定与实验室小型试验的浮选时间和放大系数有关。针对难选金矿浮选时间的选定问题,在某选厂原设计（1 500 t/d）的基础上,重新进行了选厂设计以及实际浮选时间和放大系数的计算,验证选厂浮选时间的放大系数。随着矿石性质的变化,在该选厂开展了浮选工艺优化试验,将试验成果应用于选厂生产中,并在磨矿细度和浮选条件相同的情况下,开展了不同矿石处理量工业试验,确定了选厂最佳矿石处理量,计算了优化后的浮选时间和放大系数。结果表明：小型试验浮选时间为21 min,选厂实际浮选时间为84.08 min,实际放大系数为4.00;相比优化前,在原矿金品位降低0.47 g/t的情况下,选厂矿石处理量增加了204 t/d,金精矿富集比降低了0.11,金回收率提高了3.22%。研究结果可为同类型矿石性质选厂的浮选工艺设计提供参考。     

青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

广西某铜锌多金属硫化矿浮选试验研究

本文对广西某难选的铜锌多金属硫化矿进行了浮选试验研究。采用优先选铜方案。难以获得理想指标;采用全硫浮选工艺,使用新药剂DY作捕收剂,单一药剂制度,就能将铜、锌矿物一起富集到粗选精矿中,铜、锌回收率分别达到80．39％、93．86％。采用漂白粉、腐植酸钠和高锰酸钾组合抑制剂对粗选金矿进行铜锌混合浮选,最终获得铜锌精矿中铜品位为7．47％,回收率为41．90％,锌品位为13．01％,回收率为66．64％。铜、锌品位不高,需进一步分离。硫粗精矿含硫48．35％,但含铜较高,也需进一步分离富集。     

新疆某矿山浮选试验研究

针对新疆某黄金矿山的矿石性质变化造成现有的浮选药剂与矿石性质不匹配,导致生产指标失稳,使得金的回收率产生较大波动的问题,进行了合理的实验室试验和全流程闭路试验。根据矿石的工艺矿物学特征,以传统的硫化矿浮选工艺为基础,采用富硫化物的方法辅之高效的浮选药剂,提高了硫化矿中的有价成分金的回收率。在实验室条件试验的基础上确定了合理的工艺流程、浮选药剂和浮选时间,品位为6.5×10^-6的原矿金回收率由原来的84%提高到90%,浮选金精矿品位为60×10^-6,尾矿为0.4×10^-6。在原矿品位和精矿品位不变的条件下,实验工艺流程更环保,浮选时间更合理,回收率更高,为企业创造了可观的经济效益,同时也节约了资源。     

采用闪速浮选提高金,铜的选矿回收率

本文分析了传统常规浮选金、铜矿物损失的原因，介绍了闪速浮选机的构造和提高金、铜浮选回收率的工作原理，指出闪速浮选是强化粗粒金、铜矿物早收，大幅度提高金回收率的有效工艺．对鸡笼山金铜矿，在磨矿分级回路中引入闪速浮选工艺，能提高金回收率５．１３％．铜精矿铜品位提高１．１１％．     

青海高原地区某金矿闪速浮选可行性研究

青海高原地区某金矿的原矿属于微细粒蚀变岩型金矿,浮选回收率低,调整浮选工艺参数后浮选效果也未得到明显提升。通过考察磨矿分级工艺并分析旋流器底流粒级筛析发现,旋流器的分级效率为43%～60%,且底流存在金的“反富集”现象,部分粒级金品位达到20×10-6以上,这部分已单体解离的有用矿物循环累积于闭路作业中易产生过磨和矿泥二次包裹,从而限制了有用矿物的可浮性,使得回收率难以有效提升。通过在实验室模拟选厂工艺流程,在一段旋流器底流增加闪速浮选作业进行连续闭路试验,闪速浮选精矿产率达到4.07%,精矿品位达到38.31×10-6。旋流器底流中已单体解离的有用矿物通过闪速浮选能达到“早收快收”的效果,减少了这些有用矿物过磨及矿泥二次包裹的几率。旋流器溢流再磨至选矿厂要求的浮选细度进行常规浮选闭路试验,综合回收率由常规浮选工艺下的80.90%提高至83.96%。