国外某萤石矿尾矿中锂铷回收试验

国外某萤石尾矿中的Li₂O、Rb₂O含量分别为0.49%和0.37%,赋存在云母矿物中的锂、铷占总锂、铷的55.56%和56.14%,其余的锂、铷赋存在其他铝硅酸盐矿物中。云母矿物的粒度主要为0.01～0.15 mm,解离度高达87%,后续选别无需再磨矿。为确定锂铷回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样在矿浆pH=4.5的情况下,以十二胺（280 g/t）为捕收剂、十二烷基苯磺酸钠（60 g/t）为泡沫调整剂,采用1粗3精、中矿顺序返回流程处理,可获得Li2O、Rb2O品位分别为1.07%和0.79%,Li2O、Rb2O回收率分别为46.32%和45.29%的锂铷混合精矿,较好地实现了锂铷的综合回收。     

黑龙江某钼精矿降铅选矿试验研究

黑龙江某大型钼矿所产钼精矿含钼52%、铅4%,钼精矿铅含量超标,影响销售价格。为降低该钼精矿含铅量,分析了该钼精矿铅超标的原因,最终采用分级再磨工艺和巯基乙酸钠+CMC组合抑铅,成功降低了钼精矿中的含铅量。试验最终获得钼精矿含钼54.26%、铅0.14%,钼回收率94.71%的良好指标。     

氯化钠改善微晶石墨浮选指标的选矿实验

微晶石墨又称不定型石墨,因结晶太小具有微晶结构而得名。微晶石墨的嵌布粒度细小,细磨矿提纯时浮选泡沫容易与细粒的脉石物理聚合,导致浮选提纯效果不够理想,特别是因固定碳含量越高需要越多的起泡剂,使得浮选泡沫粘度就越高,泡沫产品中物理夹带越严重,造成目前生产中存在精选流程长、产品品位低、生产功耗高等问题。本文对比研究了不同氯化钠与2#油用量体系下浮选泡沫半衰期的变化规律,确定了添加氯化钠具有改善微晶石墨浮选指标的优良作用,并采用实际矿石进行了验证,该研究成果可为微晶石墨浮选工业应用及推广提供参考依据。      

石煤直接酸浸实验研究

分别比较了硫酸、盐酸、硝酸和磷酸直接浸出石煤中钒的浸出效果,研究了硫酸浓度、浸出温度和浸出时间以及助浸剂氟化钙用量对钒浸出率的影响。结果表明,采用硫酸直接浸出,在w（硫酸）=30%、浸出时间为6 h、浸出温度为90 ℃、液固比（mL/g）为4∶1、搅拌转速为400 r/min的最佳浸出条件下,钒浸出率为63.48%,添加3%（质量分数）氟化钙作为助浸剂,钒浸出率可达到90.32%,浸出时间可缩至2 h。     

四川某铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究

以四川某铜铅混合精矿为研究对象,针对该矿的铜铅浮选分离进行了大量的试验研究,确定了影响浮选分离的主要因素,在此基础上采用合理的工艺流程和高效环保的药剂组合,进行了铜铅分离浮选闭路试验,获得了较理想的试验结果,为该矿后续的工业开发提供了依据。     

从某浮选尾矿中综合回收铜和白钨的选矿工艺研究

东北某大型铜矿山早期的选铜尾矿中含Cu0．1％±、含WO30．13％±,其中铜主要以硫化铜为主,钨主要以白钨矿为主。按目前的市场价格预算,具有进一步回收的价值。根据矿石性质,进行了一系列的条件试验研究,最终确定采用优先浮选回收硫化矿再浮选回收钨矿物的原则流程对尾矿中的铜和钨分别进行浮选回收,闭路试验获得的铜精矿中含Cu15．12％,Cu回收率为61．94％;钨精矿中含WO3 41．92％,WO3回收率为68．88％。为矿山的投资决策提供了科学的参考依据。     

青海某铜锌矿选矿工艺研究

青海某铜锌矿含铜0．59％、锌4．08％、硫8．16％,矿石中的次生硫化铜含量较高,约占总铜的18．64％,次生硫化铜的存在导致部分锌过早活化,在浮铜作业时上浮至铜精矿中,导致铜精矿中含锌偏高和锌精矿中锌回收率偏低;在研究中采用新型高效的锌抑制剂YS-2,代替传统锌抑制剂,有效降低了铜精矿中锌的损失,确保了锌精矿中锌的回收率,为该矿后续的工业试验提供了依据。     

湖南某高碳难选锑矿的选矿工艺研究

湖南某锑矿石中锑的含量为3.19％,其中硫化锑约占总锑的95.30％,少量的锑赋存于氧化物锑华或锑酸盐中,约占总锑的4.70％;矿石中碳的含量为6.43％,其中无机碳高达5.46％,属于高碳难选硫化锑矿石.经多方案试验确定宜采用浮选+重选+浮选联合工艺流程对矿石中的锑进行选矿回收,试验最终获得了锑品位为58.71％,回收率为93.75％的混合锑精矿.     

某钨钼矿选矿工艺方案研究

以原矿工艺矿物学研究结果为基础,分别采用了浮一重工艺流程和重一浮一重工艺流程对原矿中的钨和钼进行了选矿综合回收,为该矿后续的工业开发及选厂建设提供了依据。     

采用磁-重流程回收某原生钨细泥中的钨试验研究

采用强磁选机对某低硫原生钨细泥中的钨进行磁选预富集,然后将磁选预富集粗精矿分级上摇床重选回收钨;研究结果表明,试验指标理想、工艺流程简单,可供同类型钨矿借鉴.