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。     

甘肃某含钛磁铁矿选矿试验研究

甘肃某含钛磁铁矿含钛6.58%,含铁21.46%,具有较大的回收价值.在工艺条件试验研究的基础上,采用"弱磁选铁-强磁预富集-钛浮选"的工艺流程回收有价金属,最终,实验室小型闭路试验可获得含铁61.75%,全铁回收率43.45%（磁性铁回收率达86.47%）的铁精矿和含钛50.10%,钛回收率60.23%的钛精矿,浮选作业回收率为85.94%,选别指标较好.      

某高品位钼铋硫化矿选矿试验研究

内蒙古某钼铋多金属硫化矿,含钼0.65 %,含铋1.12 %,钼铋品位较高,有较大的工业回收价值.采用“混合浮选—钼铋分离”的选矿工艺回收该矿石中的有用矿物,以乙硫氮和煤油作为捕收剂进行混合浮选,以硫化钠和亚硫酸钠作为组合抑制剂,煤油为捕收剂进行钼铋分离,最终实验室小型闭路试验可以获得含钼47.31 %,钼回收率89.52 %的钼精矿以及含铋42.64 %,铋回收率86.04 %的铋精矿,较好地实现了钼铋分离.      

从某硫化矿尾矿中回收黑钨矿的选矿试验研究

针对某硫化矿尾矿含WO_3 0.32%,具有较大的回收价值,但采用常规的重选法难以回收的现实困难,研究以该尾矿为研究对象,在工艺矿物学研究的基础上,采用"预先脱硫—高梯度强磁选—黑钨矿浮选"的工艺流程综合回收该尾矿中的黑钨资源。结果表明,该工艺全流程闭路试验可获得含WO_3 50.93%,回收率68.44%的黑钨精矿,浮选作业回收率达81.93%,较好地实现了黑钨矿的有效回收。     

某石英砂矿制取高纯石英工艺研究

对新疆地区石英石的提纯流程进行了初步探索。以新疆某地石英矿石为原矿,采用"粗碎-水淬-中碎-细碎-磁选-浮选-酸浸"工艺流程,在破碎、水淬后,对磁感应强度,浮选过程中的pH值、捕收剂用量,酸浸的浸出时间、液固比、浸出温度等条件进行了详细试验,结果表明,通过磁选、浮选等物理提纯后,在浸出时间4 h、液固比2:1、浸出温度80℃的情况下,对SiO_2含量99.27%的原料进行提纯,最终可以得到SiO_2含量99.99%以上,总杂质含量小于75 μg/g的高纯石英砂。     

从某黑白钨尾矿中回收萤石的试验研究

某黑白钨浮选尾矿含CaF225.12%,采用预先磁选-萤石浮选的工艺流程,以Na2CO3为调整剂,水玻璃为抑制剂,BK410为捕收剂,进行1次粗选、6次精选、2次扫选的闭路浮选,进行萤石的回收试验研究,最终可获得含 CaF297.15%,回收率69.89%的精矿产品,较好地对萤石进行了回收。     

从某铜尾矿中回收铜的试验研究

为回收某硫化铜矿浮选尾矿中的有用矿物, 提高资源利用率, 采用“预先脱泥-浮选”的工艺流程进行了试验研究。结果表明, 经预先脱除-0.02 mm粒级矿泥, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占90%的条件下, 以Lp-01+Y89为组合捕收剂, 石灰为pH调整剂, 水玻璃为抑制剂, 最终实验室小型闭路试验可以获得含铜15.17%、铜回收率68.37%的铜精矿, 实现了有用矿物的有效回收。     

某钾长石矿除铁提纯试验研究

某钾长石矿有害杂质Fe2O3含量为0.47%,严重影响其在陶瓷等行业中的应用。以该钾长石矿为研究对象,在工艺矿物学研究的基础上采用“磁选-反浮选”的联合选矿工艺进行除铁试验研究。结果表明,该工艺最终可获得产率为72.62%,Fe2O3含量为0.087%的钾长石精矿,显著降低了Fe2O3含量,除铁效果较理想。     

某石英鹅卵石酸浸提纯试验

为了降低石英砂中的杂质含量,对某地石英鹅卵石进行物理提纯后的样品进行了酸浸试验研究,对影响酸浸的浸出时间、液固比及浸出温度3个因素分别进行了详细试验。试验结果表明:在80℃、液固比为2∶1的条件下进行6 h的酸浸,可得到SiO_2品位为99.99%,杂质元素含量在50μg/g以下的高纯石英砂,但最终产品中铝元素含量仍然较高,有待进一步的研究。