广西某低品位铜镍矿选矿试验研究

广西某低品位铜镍矿含铜0.11%,含镍0.18%,铜矿物主要为硫化铜,镍矿物为镍黄铁矿。试验采用浮选—磁选联合工艺流程,在进行了详细的条件试验下,获得了较好的选矿指标。铜镍精矿产率1.83%,品位:铜4.81%、镍7.34%、钴0.31%、银230.60 g/t;回收率:铜88.69%、镍80.12%、钴55.76%、银78.75%。     

某极低品位难选氧化锌矿选矿试验研究

为综合回收某极低品位难选氧化锌矿,在探索试验的基础上确定了反浮选工艺。试验分别考查了再磨磨矿细度、抑制剂用量及捕收剂用量等条件对浮选指标的影响。闭路试验结果表明,采用反浮选工艺进行氧化锌选别,在磨矿细度为-0.038 mm占68%,水玻璃用量为50 g/t,硫化钠用量为250 g/t,捕收剂Pr用量为80 g/t的条件下,对含Zn 1.99%的给矿进行闭路试验,可获得锌精矿Zn品位16.22%、Zn回收率76.29%的良好指标。研究结果可为极低品位难选氧化锌的浮选回收提供借鉴。     

甘肃某稀土矿石选矿试验研究

甘肃某稀土矿石REO含量为192%,主要稀土矿物羟硅钙铈石、直氟碳钙铈矿、氟碳钙铈矿的嵌布粒度较细,REO含量加权平均值为5488%,即稀土精矿的理论REO品位为5488%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明：强磁选和重选均不适合该矿石的预先抛尾;矿石采用粗磨—浮选—再磨—强磁选流程处理,可获得REO品位为2389%、回收率6470%的稀土精矿,稀土次精矿REO品位为532%、回收率1162%,稀土总回收率为7632%。该稀土精矿品位不高,后续需进一步开展提质降杂试验.     

某极低品位含铷矿石选矿试验研究北大核心

某含铷矿石中Rb_(2)O的含量为0.046%,铷元素没有独立的矿物存在,以类质同像赋存于含钾矿物(钾长石和黑云母)中,且铷的载体矿物与脉石矿物石英紧密共生,属于极低品位难选含铷矿石。为确定该含铷矿石的选矿工艺,较好地实现资源综合利用,对其进行磨矿细度试验、捕收剂条件试验、精选条件试验和浮铷尾矿综合回收试验的研究。结果表明,确定使用组合捕收剂椰油胺+SDS和抑制剂水玻璃的药剂制度下,固定磨矿细度为-0.074 mm占65%,采用“一粗两精两扫”浮选回收黑云母和部分钾长石中的铷,浮铷尾矿经磁选—浮选回收长石的工艺。全流程闭路试验可获得Rb_(2)O品位0.114%、Rb_(2)O回收率57.23%的铷精矿和Na_(2)O品位4.21%、Na_(2)O回收率48.66%,K_(2)O品位3.96%、K_(2)O回收率31.92%,白度为69%的长石精矿,有效地回收铷资源和长石产品,为该含铷矿石工业开发提供技术支撑。     

四川某低品位长石矿选矿提纯试验研究

对四川某地K2O+Na2O含量为9%左右的低品位长石矿先采用"棒磨-弱磁-脱泥-SLon高梯度磁选"工艺流程除去暗色物质,再在无氟酸性条件及阴阳离子混合捕收剂作用下粗选1次,扫选2次,然后通过浓缩脱水在中性pH值为6～7,六偏磷酸作为调整剂的条件下浮选,浮选精矿再经SLon高梯度磁选,最终可获得TFe2O3含量为0.2%、K2O+Na2O含量大于13%的长石精矿,同时获得SiO2含量大于98.5%的石英尾矿。     

蒙古国某低品位稀土矿石选矿试验

蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%，矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中，粒度一般为0.005~0.20 mm，矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状，采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺，在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下，以碳酸钠为调整剂，水玻璃为抑制剂，F-716为捕收剂，经1粗2精1扫闭路浮选工艺，获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标，为该稀土矿石资源工业利用提供了依据，可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。     

蒙古国某低品位稀土矿石选矿试验

蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%，矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中，粒度一般为0.005~0.20 mm，矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状，采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺，在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下，以碳酸钠为调整剂，水玻璃为抑制剂，F-716为捕收剂，经1粗2精1扫闭路浮选工艺，获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标，为该稀土矿石资源工业利用提供了依据，可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。     

河北某低品位铁矿选矿工艺流程研究

河北某铁矿为含铁29.57%的低品位铁矿。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该铁矿主要是由磁铁矿和赤铁矿组成,并且与脉石矿物嵌布粒度较细的特点,最终采用弱磁-强磁-反浮选联合流程,获得含铁65.17%,回收率69.35%的铁精矿。     

矿物型稀土矿的选矿工艺研究进展

为了促进稀土选矿技术的进步,便于从业人员系统了解稀土选矿方法,从矿物组成和矿石性质角度出发,分别介绍了磁选—浮选、磁选—重选、重选—浮选、磁选—重选—浮选以及单一浮选等稀土矿常见选矿方法的研究与应用情况,认为分析掌握原矿的矿物组成及矿石性质对选择稀土选矿工艺至关重要.     

某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

甘肃大滩某低品位钛铁矿石选矿试验

甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛,TFe品位为12.07%,TiO₂含量为5.56%,有害元素硫、磷含量较低。钛主要分布在钛铁矿中,分布率为81.82%,是回收的主要目的矿物。为确定该资源的合理开发利用方案,对其进行了磁选-浮选试验研究。结果表明,原矿磨细至-0.074 mm占38%,在粗选磁场强度为605.1 kA/m、精选磁场强度为565.3 kA/m条件下,经1粗1精磁选可以获得TiO₂品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选精矿,磁选精矿采用自主复配合成的高效捕收剂EMG和新型抑制剂SF-101经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO₂品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿,对原矿回收率为67.63%,可以为该钛铁矿的选别提供借鉴。     

某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。     

稀土浸渣资源化利用技术研究

在稀土浸渣工艺矿物学研究的基础上,确定采用磁选—浮选联合工艺流程回收浸渣中的有用矿物,通过磁选工艺条件和浮选工艺条件的优化试验研究,最终获得稀土精矿含REO48. 97%,回收率91. 59%。该工艺技术的应用,将为稀土生产企业提供一种利用稀土浸渣的有效途径。     

某铜金矿选矿试验研究

对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。     

湖北枣阳金红石矿选矿工艺研究

摘要:湖北枣阳金红石矿因其矿石性质复杂,嵌布粒度粗细不均,长期以来选矿回收率在50%左右,指标较低。通过对该金红石矿石性质的研究,采用脱泥—浮选-磁选原则流程,使用改性活化剂PX进行活化,联合使用选择性较好的捕收剂S.P.A和捕收能力强的脂肪醇O.C.T进行捕收,最终可获得含TTiO2为92.38%,金红石TiO2为89.38%的精矿产品,回收率达到70%以上,指标较好。根据物质组分的研究,矿石中还含有少量石榴子石,对其采用分级摇床工艺进行综合回收,可获得品位为93.3%石榴子石的精矿产品。      

河南某钼矿选矿试验研究

针对河南某钼矿进行了选矿试验研究,结果表明:原矿磨至-200目70%,首先经一粗一扫获得钼粗精矿及浮钼尾矿,钼粗精矿添加适量水玻璃精选一次,再经两段磨矿多段选别后可获得含钼大于53%、回收率85%以上的钼精矿。浮钼尾矿直接用湿式弱磁选机磁选获得铁的粗精矿,再将粗精矿磨至-400目95%,用弱磁选机精选一次,可获得含铁大于62%的铁精矿。     

山东莱芜市铜山铜矿选矿试验研究

根据该铜矿的具体特征,通过较系统的选矿试验,结果表明:经过二次粗选一次扫选二次精选的小型闭路试验,得到铜品位为22.64%,回收率为95.27%的铜精矿,选别指标较好。     

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。     

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。