内蒙古某萤石矿选矿试验研究

通过对内蒙古某萤石矿的选矿试验研究.确定了合理的药剂制度和工艺流程.其中使用了一种改性脂肪酸盐捕收剂YSB-2.在常温24℃下,采用"一粗七精.中矿集中返回到精Ⅰ"的工艺流程,获得了品位为98.70%.回收率为89.20%,SiO2含量为0.93%.CaCO3含量小于0.37%的高品级萤石精矿.  

某低品位氧化型金矿可选性试验研究

该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。  

重庆赵家坝中低品位铝土矿选矿试验研究

重庆赵家坝低品位铝土矿属沉积型铝土矿床,矿石含Al2O3 57.12%,SiO2 10.64%,TFe 9.78%,S 0.036%。铝硅比为A/S=5.37。矿石中的一水硬铝石与黏土矿物的胶粒集合体的工艺粒度较粗,0.1mm以上粒级含量达到80.82%,因此对矿石采用粗磨入选较为有利。针对该矿石性质进行了磨矿分级选矿、擦洗-脱泥方案和选择性磨矿-粗、细粒分级-正浮选工艺方案的对比试验研究,结果表明,选择性磨矿-粗、细粒分级-正浮选工艺方案较优,该方案最终可获得精矿铝硅比8.23,精矿Al2O3品位62.66%,回收率91.42%的技术指标。  

某钒矿选矿试验研究

在对某粘土型钒矿性质分析的基础上,重点对分级产品进行了加药与否的擦洗试验,以及抑制剂选择试验,最终获得产率29.86%、V2O5含量2.16%、总回收率73.31%的钒精矿.  

内蒙古某细粒嵌布萤石矿浮选工艺研究

通过对内蒙古某细粒嵌布萤石矿的浮选试验研究,确定了合理的药剂制度和工艺流程.以自行研制的改性脂肪酸盐YSB-2为捕收剂,在常温(24℃)下,采用弱碱性(pH=9.0)1次粗选,弱酸性(pH=6.0)7次精选,精Ⅰ尾矿作为最终尾矿丢弃,其余中矿集中返回到精Ⅰ的碱酸工艺流程,获得了品位为98.70%、回收率为89.20%、SiO2含量为0.93%、CaCO3含量小于0.37%的高品级萤石精矿.  

某复杂难选氧化铅锌矿选矿试验研究

针对某氧化铅锌矿嵌布粒度微细、氧化率高等特点,采用先硫后氧浮选工艺流程,得到铅锌混合精矿与合格锌精矿,然后采用新型氧化矿硫化剂EMS-3硫化氧化铅矿物,再浮选得到氧化铅精矿产品。采用该工艺流程,伴生的银在精矿中得到富集,使资源得到最大化利用。  

某锡多金属矿综合回收选矿试验研究

对某锡多金属矿中伴生元素进行了选矿试验研究。针对该矿的矿石性质,采用优先浮选的工艺流程,实现了铜、铅、锌、银、硫的综合回收。其中铜、铅、锌、硫品位分别为20.06%、60.04%、50.06%、36.28%,回收率分别为86.31%、83.73%、88.50%、73.10%,伴生银在各种选矿产品中得到富集回收,银总回收率达到94%以上。  

四川壤塘锂多金属矿石选矿试验研究

四川壤塘锂多金属矿石中主要有用矿物为锂辉石，具有综合回收价值的矿物为钽铁矿、铌铁矿和锡石。根据钽铌铁矿及锡石与锂辉石和脉石矿物的密度差异、钽铌铁矿与锡石的磁性差异以及锂辉石与脉石矿物的可浮性差异，采用分级重选—磁选—浮选联合工艺流程进行选矿试验，获得了锂精矿、钽铌精矿和锡精矿，使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收。锂精矿Li2O品位为5.53%，Li2O回收率为72.68%；钽铌精矿Ta2O5和Nb2O5品位为17.00%和32.55%，Ta2O5和Nb2O5回收率为59.38%和66.05%；锡精矿锡品位为52.16%，锡回收率为80.00%。  

细粒难选萤石矿选矿试验研究

利用棒磨机和球磨机对不均匀嵌布的萤石矿进行磨矿对比性试验,结果表明,球磨具有良好的选择性磨矿作用.通过pH值调整剂、抑制剂和捕收剂等单因素试验,得出最佳浮选工艺条件.试验结果表明:最高精矿品位达98.65%时回收率为47.26%;闭路浮选试验的精矿品位可达97%以上,回收率大于81%.  

难处理金矿石选冶技术研究

甘肃某金矿金矿品位较低,矿石氧化程度较高。金矿物粒度细小,主要以微粒、次显微金矿物形式嵌布于褐铁矿粒间以及被粘土矿物充填的褐铁矿裂隙、孔洞中,属于难处理矿石。根据该矿石性质进行了原矿全泥氰化浸金和浮选富集-氰化浸金两种工艺流程的试验研究,结果表明该两种工艺均可获得较好的选矿指标:原矿全泥氰化搅拌浸出的金浸出率为94.19%;浮选富集-氰化浸金的金浸出率为97.62%,银浸出率为90.80%。由于浮选抛尾可显著提高氰化浸金的设备效率和经济效益,故推荐浮选富集-氰化浸金为该金矿的选冶技术方案。