重-浮联合流程回收某微细粒、低品位钽铌尾矿的选矿试验研究

对-0.038mm粒级中Ta2O5的分布率达到80%以上的某微细粒钽铌尾矿，采用“离心机预富集-粗精矿浮选”的重-浮联合工艺处理该矿石，获得精矿中Ta2O5和Nb2O5品位分别为18.2547%和9.0838%，Ta2O5和Nb2O5回收率分别为35.52%和35.22%的良好指标。为开发利用该类型微细粒、低品位钽铌矿石提供了技术依据。     

不同中矿处理方式对红柱石浮选回收的影响

通过浮选试验研究了两种不同中矿处理方式对某红柱石矿浮选的影响。结果表明，中矿集中返回粗选能够得到高质量的红柱石精矿产品。以石油磺酸钠与十二烷基硫酸钠为混合捕收剂，在酸性矿浆环境中采用1次粗选，1次扫选，4次精选，2次强磁选的流程，闭路试验得到Al2O3品位为55.56%、Al2O3回收率为27.58%的红柱石精矿。采用中矿集中再磨再返回的工艺流程，提高了红柱石精矿的质量和回收率，获得Al2O3品位为56.29%、Al2O3回收率为28.35%的红柱石精矿。     

湖南某钨尾萤石脱药浮选新工艺研究与应用

湖南某钨选矿厂采用选钨新工艺，使得下游萤石选场采用原浮选工艺不能得到合格的萤石精矿产品。因此在选萤石矿之前加入新的脱药工艺，脱出钨尾残留的选钨药剂，消除药剂影响，让萤石浮选更容易。加入脱药新工艺后，在实验室、半工业实验和工业试验均达到理想指标。最终工业试验萤石精矿的CaF2品位稳定在93%以上，回收率稳定在55%左右。另外，脱药新工艺的加入使得萤石精矿杂质更低，有效硫含量更低，降低了萤石精矿深加工的成本。     

降低某锑矿浮选精矿铅锑比试验研究与应用

根据锑精矿质量标准YS/T 385-2006的要求,浮选锑精矿铅锑比要求控制在0.15％以下.文章对某硫化锑矿的浮选药剂制度进行了探索,对如何降低精矿铅锑比进行了试验研究,通过实验室试验和生产性工业试验证明了新药剂制度比常规药剂制度要合适.新药剂制度通过一次粗选、三次扫选和二次精选,在粗选、一次扫选和二次扫选中分段加药,获得了较好的选矿技术指标:锑精矿品位48.31％,铅含量0.073％,回收率89.31％,铅锑比0.15％,满足了锑精矿质量标准的要求.     

萤石浮选药剂研究现状与展望

浮选分离药剂选择是萤石选矿的重点和难点之一。总结萤石浮选的捕收剂和调整剂的种类、作用机理及使用现状，清洁、高效捕收剂和选择性强抑制剂是萤石浮选药剂的优选；重点介绍低温浮选捕收剂的研究现状及其在萤石浮选中的优势；组合药剂和新型浮选药剂的开发，性能及作用机理的研究仍然是今后研究的主要方向。     

某铜冶炼渣选铜试验研究

某铜冶炼渣含铜1.13%，工艺矿物学研究表明铜主要以类黄铜矿、类斑铜矿、类铜蓝以及金属铜的形式嵌布于该铜冶炼渣中.为高效回收其中的铜，进行浮选试验研究.结果表明：在磨矿细度为≤0.045 mm占85%的情况下，以酯-105作为捕收剂，硫化钠作为活化剂，采用二粗三精二扫的浮选工艺，获得铜品位和回收率分别为18.10%和87.46%的铜精矿.     

锌硫分离尾矿回收锡的磁选试验研究

针对某锡多金属硫化矿锌硫分离尾矿锡损失率较高的问题,对锌硫分离尾矿进行回收锡试验研究。通过方案对比,确定了采用简单的磁选方案脱除尾矿中磁黄铁矿和黄铁矿,可达到富集锡的目的。实验室试验可获得锡品位1.65%、锡作业回收率63.10%的锡精矿；该工艺成功实现了工业化应用,工业生产上可获得锡金属富集比为1.39和对原矿回收率4.94%的锡精矿,经济效益显著。     

某原生金矿矿石可选性试验

本文主要对某原生金矿的矿石可浮性进行了研究。通过 Lq(34)正交试验选择了粗选的最佳操作条件 :磨矿细度 - 2 0 0目 75% ;Na2 Si O3 用量 750 g/ t;Cu SO4用量 2 0 0 g/ t;乙黄药用量53g/ t。在此条件下 ,采用一粗二精二扫流程进行了实验室闭路试验 ,获得了精矿品位 79.61 g/ t、回收率 91 .30 %的金精矿 ,表明该矿可以通过浮选达到富集的目的。     

东北寨难浸金矿提金工艺研究

东北寨金矿为古砷碳镘细粒浸染贫金矿石，直接浸金的金浸出率几乎为零 采用阶段窖矿、载体浮选工艺得金品位18~92 g/t的精矿。金回收率91.52，并甩掉了大量尾矿。浮选精矿焙烧——氧化提金工艺获得了良好指标，金总回收率达85.32%     

新型浮选药剂LF-8、LF-6在稀土选矿生产中的应用

“稀土高科”稀选一分厂由于原料的一些变化 ,稀土精矿生产一度陷入困境 ,为扭转局面 ,工厂采用了一种新药剂 L F- 8和 L F- 6代替原药剂 H2 0 5、H31 6和 H1 0 3,经过小试和工业试验 ,最终应用到生产中 ,取得了较好的生产技术指标和显著的综合经济效益。