西澳某锂辉石矿石浮选试验

西澳某锂辉石矿石Li2O品位为1.22%,有用矿物为锂辉石和锂云母,脉石矿物主要为石英、长石等。该锂辉石矿矿石结构以细粒结构为主,偶见粗粒结构、包晶结构;构造为块状构造和浸染状构造。锂辉石是最主要的含锂矿物,呈他形粒状晶体产出,晶面伴有纵纹多为银白色和褐色,锂辉石和石英、长石等脉石矿物紧密共生,相互交错,锂辉石最大粒度为0.5 mm×0.4 mm,最小为0.03 mm×0.04 mm。矿石在磨矿细度为-0.105 mm占70%的情况下,沉降脱泥后以Ty+油酸钠为组合捕收剂,Na_2CO_3和NaOH为调整剂,CaCl_2为锂辉石的活化剂,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理矿石,可获得Li_2O品位为5.52%、回收率达70.90%的锂精矿,较好地实现了锂辉石的回收。     

不同粉碎方式对含金铜矿石浮选的影响

以某含金铜矿石为研究对象,采用高压辊磨机和颚式破碎机两种不同方式进行破碎,将两种粉碎产品分别进行浮选试验研究,考察粉碎方式对含金铜矿石浮选指标的影响。研究结果表明,在磨矿细度-74μm 75%条件下,高压辊磨—球磨产品浮选获得的含金铜精矿比颚式破碎—球磨产品浮选相同产品产率提高0.14%,金品位提高0.64 g/t,金回收率提高2.80%,铜品位提高0.73%,铜回收率提高6.19%。同时对不同粉碎方式磨矿产品浮选效果进行了经济对比。     

澳洲某锂辉石选矿试验研究及生产实践

国内多家锂辉石选矿厂处理澳洲某锂辉石矿,由于生产工艺和药剂制度的限制,锂精矿的品位和回收率均不高,造成极大的资源浪费。因此,对该进口的澳洲锂辉石矿进行选矿试验研究具有十分重要的现实意义。通过对澳洲进口的锂辉石矿进行X荧光半定量分析、偏光显微分析,结果表明:该锂辉石矿原矿中Li_2O的含量为1.22%,锂主要以锂辉石和锂云母形式赋存,脉石矿物主要为石英、长石等。经过选矿试验研究,确定了预先脱泥、HP作捕收剂、正交试验得到Na OH、Na_2CO_3、CaCl_2用量的优水平组合,经一次粗选两次精选两次扫选、扫选Ⅰ中矿返回精选Ⅰ,最终得到了锂精矿品位为5.86%,回收率为75.27%。同时,对进口该锂辉石矿的某企业选矿厂进行现场调试与工艺改造,使得锂精矿Li_2O的品位在4.5%以上,回收率在70%以上,年增经济效益为4 500万元。     

某高硫铅锌多金属矿选矿工艺试验

为高效回收利用某高硫铅锌多金属矿对其进行了半荧光分析、XRD分析和SEM分析及选矿工艺试验研究。试验研究结果表明：该矿可回收利用的金属元素为铅、锌、银，其中铅主要赋存于方铅矿中，锌主要赋存于闪锌矿中，银主要与方铅矿伴生；矿石中铅锌矿物紧密共生、嵌布特性复杂，其铅、锌、银的品位分别为1.76%、3.97%和22.03 g/t；试验采用浮铅抑锌的优先浮选工艺和正交试验优化浮选药剂制度处理该矿石，实现了铅、锌、银的综合回收，最终获得了含铅57.57%、含银564.26 g/t、铅回收率为89.63%、银回收率为70.18%的铅精矿，锌品位为46.44%、锌回收率为76.97%的锌精矿；实现了该矿的综合回收及高效利用。     

提锂技术进展

随着新能源市场的崛起,国内外相关锂产业对锂的需求量急速增长,因此对提锂技术进行研究具有重大的现实意义。目前,根据自然界存在的锂资源类型,提锂技术主要分为卤水提锂和矿石提锂。卤水提锂技术主要应用于工业级碳酸锂的生产,其工艺简单、生产成本较低,但生产条件恶劣,一般分为沉淀法、溶剂萃取法和离子交换吸附法;矿石提锂技术主要用于生产高质量电池级碳酸锂,生产工艺成熟,但生产成本较高,对设备要求高,一般分为石灰烧结法、硫酸盐法、硫酸法、氯化焙烧法和纯碱压煮法。指出卤水提锂和矿石提锂这2种提锂技术各有优势,将在国内长期保持互补关系。     

某氰渣工艺矿物学及金浮选工艺研究

针对某选矿厂氰渣进行了工艺矿物学研究，得出其中所含可回收利用的金属元素为Au，质量分数为2.51×10-6，主要包裹在黄铁矿和砷黄铁矿中。根据矿石性质，开展了单因素对浮选指标的影响试验，最终确定较适宜的浮选条件：矿石未磨，浓H2SO4除CN－，矿浆pH=6.5，CuSO4用量为150 g/t，丁铵黑药用量为70 g/t，丁基黄药用量为100 g/t，经过一次粗选、两次扫选、三次精选工艺试验，最终取得金精矿中金品位为18.70×10-6、回收率为70.18%的良好指标。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

福建川石金矿浮选试验研究及生产实践

福建川石金矿选矿厂前期采用常规浮选工艺生产金精矿,浮选采用一次粗选、三次精选、四次扫选工艺流程,丁基铵黑药和丁基黄药作为捕收剂、松醇油为起泡剂、硫酸铜为活化剂、石灰用作p H值调整剂,选矿厂尾矿中金品位为0.82g/t,金选矿回收率为61.87%。经过工艺流程的优化,调整为一次粗选、两次精选、三次扫选,捕收剂丁基铵黑药30 g/t,丁基黄药100 g/t,起泡剂松醇油30 g/t、SC 15 g/t。最终选矿厂尾矿中金品位降至0.28 g/t,金的回收率为87.32%,年增加经济效益可达1 259.42万元。     

醇类起泡剂对细粒级尾矿浮选回收铜的影响及机理分析

选用非极性基结构不同的醇类起泡剂MIBC和松醇油作为起泡剂回收江西某铜矿矿石中的有价金属铜。通过浮选试验和泡沫时间-体积试验,测定铜的品位、回收率及泡沫体积随时间的变化情况,研究醇类起泡剂对细粒级尾矿浮选回收铜的影响及作用机理。结果表明,MIBC起泡能力强,增大了气泡与目标矿物的碰撞黏附概率;当MIBC用量为30 g/t时,一次粗选铜回收率可达30.19%;在相同浓度条件下,MIBC产生的泡沫体积大,增大了与脉石矿物的碰撞概率,因此精矿品位低。