改革工艺流程提高钨选矿回收率

新冶铜矿为提高钨选矿回收率,对现行工艺流程进行了改革,采用粗磨分级,粗粒重选,细粒浮选工艺,已完成粗磨重选的工艺改造。工业生产表明:粗粒重选钨精矿品位可达65％以上,回收率由原来的5-7％提高到20-23％。完成细粒白钨浮选工艺改造后,钨精矿总回收率可以达到50％以上。     

菱铁矿与赤铁矿和石英间相互作用能研究

鞍山式含碳酸盐铁矿石"分步浮选"体系中存在的主要矿粒有赤铁矿、菱铁矿、石英,各种矿物颗粒间的相互作用力导致微细粒菱铁矿粘附在粗粒赤铁矿和粗粒石英表面,这些矿粒间的相互作用决定了其在精矿和尾矿中的归属。浮选试验表明,大量-0.010 mm微细粒的菱铁矿吸附在粗粒赤铁矿和粗粒石英表面,改变了矿粒的表面性质,严重恶化了赤铁矿反浮选的选别指标。在不同质量分数-0.010 mm菱铁矿与赤铁矿和石英的三元混合矿浮选试验基础上,进行了微细粒菱铁矿和粗粒赤铁矿、粗粒石英间的相互作用能计算,从力学层面对浮选过程中精矿与尾矿的归属问题进行分析,为微细粒菱铁矿和粗粒赤铁矿、粗粒石英的有效分散提供理论依据。     

某高硫难选金矿金—硫分离试验研究

四川某金矿为高硫含碳微细粒难选金矿，常规浮选所得精矿金品位只有２５ｇ／ｔ左右。试验采用载体转移浮选技术，成功地解决了Ａｕ－Ｓ分离的技术难题，获得了金品位７３．８５ｇ／ｔ、回收率８８．５３％的金精矿，并综合回收了银、硫，提高了选冶厂经济效益。     

某钛铁矿分级磁选分级浮选试验研究

将部分磨矿产品筛分为窄粒级物料,采用"分级磁选—分级浮选"和"全粒级磁选—浮选"分选流程,对攀枝花密地选钛厂原矿进行选矿试验,分别经过三段强磁预富集—一段浮选得到粗精矿。结果表明,全粒级磁选—浮选最终精矿TiO_2品位为32.17%,TiO_2回收率为41.03%;分级磁选—分级浮选最终精矿TiO_2品位为33.60%,TiO_2回收率为45.64%,分级分选指标明显优于全粒级分选。分级磁选更有利于细粒级钛铁矿的回收,但造成粗粒级损失,但细粒级含量高,因此分级磁选更有利于提高选别指标;分级浮选有利于提高各粒级矿物的浮选指标,尤其是较粗粒级矿物,效果更明显,分析其机理很可能是分级浮选减少了粗细颗粒间的相互影响。     

某金矿选矿工艺研究

针对某金矿以自然金存在、且嵌布粒度粗细不均匀的矿石性质,采用重－浮联合工艺回收金．先用摇床重选获得粗粒金,再用浮选回收细粒金．对原矿A u品位为5．37 g／t的矿石,可获得金精矿品位100．21 g／t、回收率97．88％的较好指标．     

某含金石英脉型金矿石的选矿试验研究

某含金石英脉矿属中硫矿石，含金４．４１ｇ／ｔ、硫３．８６％，采用单一浮选流程可获得品位为５６．３２ｇ／ｔ的金精矿，回收率９３．９２％。为直接产出成品金，采用浮选精矿再磨氰化浸出—炭吸附工艺流程，金总回收率为８７．９１％。     

细粒金的高强调和和载体浮选

智利和巴西以实验室试验规模,在保持紊流程度不变,改变输入矿浆能量的情况下,研究了高强调和（ＨＩＣ）对金的载体浮选的影响。矿浆经高强度调和后;获得了最佳结果,金回收率提高２４％,精矿品位提高５０％,浮选速率至少快３～４倍。在较低切变能量（０．５～２ｋＷ·ｈ／ｍ３矿浆）时,细粒较好地粘附于粗粒（金矿或黄铁矿）表面上,而在２～３ｋＷ·ｈ／ｍ３矿浆之间,由于剪切力作用于接触表面,细粒从粗粒表面脱除。在３～４ｋＷ·ｈ／ｍ３矿浆时,细粒自身聚结,产生更可浮的形态,而在４ｋＷ·ｈ／ｍ３矿浆时,粒间摩擦又起作用…     

浮选磷精矿用D50旋流器分级的试验研究

利用实验室Ｄ５０ｍｍ旋流器对贵州某磷矿的浮选精矿进行了分级，在试验中对设备的参数和操作条件进行了优选，获得了一部分高质量的粗粒级磷精矿，满足了磷精矿出口创汇的要求。     

拜尔法氧化铝赤泥浮选工艺研究

对郑州铝厂拜尔法产生的氧化铝赤泥使用浮选再回收的问题进行了研究。扫描电镜和筛析研究表明：氧化铝在赤泥各粒级中呈不均匀分布，粗粒级含Al2O3较高，细粒级含Al2O3较低。铝矿物以一水硬铝石为主，约占70－85％，它被水云母、水含钙铝硅酸盐和细分散态的铁的氧化物所包裹，矿粒表层以Ca、Fe、Si为主。因此，若用浮选法回收拜尔法氧化铝赤泥，就必须对试材料进行分级和再磨，剥离表面覆盖层，并创造新生表面。＋0.043mm粒级浮选后的精矿产品含Al2O32.75%，作业回收率77．85T％，铝硅比7．53，基本达到浮选回收极限。－0．043mm粒级的可选性很差。     

用两段细粒反浮选法处理佛罗里达含白云石的磷酸盐砾石

应用两段细粒反浮选法处理美国佛罗里达高白云石含量的磷酸盐砾石.在本研究中,将含白云石的磷酸盐砾石样品磨至-150 μm,以使磷酸盐矿物单体解离,保证获得最高P2O5品位和回收率的磷精矿.在白云石优先浮选中,用选择性的脂肪酸作白云石的捕收剂,用H3PO4/H2SO4混合物（2：1）作为磷酸盐矿物的抑制剂和pH调整剂,浮选pH为5～5.5.对富含磷酸盐的白云石浮选槽内产品进行分级.再用脂肪胺从＋37μm粗粒级中反浮选二氧化硅,得到的泡沫产品为抛弃的硅石尾矿.胺浮选的槽内产品与白云石浮选槽内产品的-37μm细粒级合并为磷精矿.当给矿含26%P2O5和2.2%MgO时,获得的最终磷精矿含31.6%P2O5和0.8%MgO,P2O5总回收率为92%.研究了pH和捕收剂用量对白云石浮选效率的影响.用浮选速率模型评价了两种脂肪酸捕收剂的效果.这个两段细粒反浮选法也可有效地用于加工来自美国中佛罗里达不同产地的高含量白云石的磷酸盐砾石.     

三产品旋流器在双密度矿石分级中的应用

装有两根溢流管的水力旋流器称为三产品旋流器，三产品旋流器在铂工业中已成功地进行了试验，主要用来处理UG2矿石中的高密度铬铁矿。在分级时，这种高密度铬铁矿优先进入旋流器底流，导致过磨的细粒铬铁矿进入最终溢流产品中。旋流器给矿中高含量的铬铁矿导致介质密度升高，使旋流器溢流产生跑粗现象，浮选给矿中的粗粒物料难以回收，导致粗粒物料中的金属损失。分离到溢流中的无用的细粒铬铁矿在浮选中受夹带进入精矿，成为精矿熔炼渣的有害污染源。三产品旋流器分级可得到细粒铬铁矿含量较高的中等粒级溢流。因此，对这种占旋流器给料矿浆体积百分数不高的中等粒级溢流，采用细筛单独处理，脱除细粒铬铁矿和回收粗粒硅石是有可能的。     

法库县硬质高岭土矿初步浮选试验

法库县前新秋热液蚀变次流纹岩型硬质高岭土矿，属大型优质矿床。用十二胺做捕收剂，采用常规浮选工艺浮选微细粒和超微细粒高岭石和石英等矿物。经过一次粗选二次精选初步浮选试验，获得高岭土精矿：AlO3含量34．06％，Al2O3回收率70.57％，产率38．40％。     

高铝高硅铝土矿重选—浮选联合分级脱硅研究

我国有大量高硅铝土矿资源,单一重选或浮选法往往难以高效且经济地回收铝土矿。本文以云南昭通地区一水硬铝石型高铝高硅铝土矿为研究对象,其含Al_2O_367.25%、SiO_213.50%、铝硅比(A/S)4.98,针对性地采用重选—浮选联合分级脱硅流程,即粗粒级螺旋溜槽重选脱硅富集,细粒级螺溜尾矿水力旋流器脱泥后再浮选脱硅,分别产出合格的粗粒重选精矿和细粒浮选精矿,获得产率70.62%、含Al_2O_371.62%、回收率75.43%、A/S 8.02的高品质铝土矿总精矿。本研究提出的重选—浮选联合分级脱硅工艺对类似高铝高硅铝土矿资源的经济高效选矿富集具有指导意义。     

攀枝花粗钛精矿精选工艺流程研究

攀枝花选钛厂的粗钛精矿含-0．074mm粒级15％～30％，现采用单一电选的精选流程，存在精选回收率低，电选车间粉尘大的问题。研究的粗钛精矿筛分分级、精粒电选、细粒浮选新型精选流程，采用广州有色金属研究院研制生产的GYX31－1007型高频细筛作筛分设备，筛下物浮选采用改性的塔尔油作捕收剂，获得钛精矿品位47．74％TiO2，精选作业回收率78．13％TiO2的工业试验指标。比同期单一电选的精选作业回收率提高了3.46％，电选车间的粉尘降低了55．73％。     

麦卡苏河矿石的某些浮选特性

麦卡苏河矿床是世界上极细粒嵌布的复杂铅锌矿石之一。该矿床位于澳大利亚北部地区，地质储量为２．２７亿ｔ，含Ｚｎ９．２％，Ｐｂ４．％，Ａｇ４０ｇ／ｔ。由于很难生产单独的回收率高的锌精矿和铅精矿，因此选矿目的是生产铅锌综合精矿。     

用浮选法从重选尾矿中回收细粒重晶石

用重选法选别重晶石时产生大量的细粒尾矿，据估计约有４０％的含重晶石物料损失于尾矿中，本研究中对用浮选法作为回收细粒重晶石的可能性进行了试验，所研究的内容包括用动力学方程计算影响浮选的变量；通过小型的粗选试验研究浮选变量，以及研究粗选精矿精选的其它可能方案。研究表明，用浮选法可获得品位为９６．５％、回收率为７７．５％的精矿。虽然从工业选厂尾矿中回收重晶石比直接对重晶石进行浮选更困难，但所研究的这种工     

浮选回收粗粒磷酸盐时的细粒效应

用浮选选别佛罗里达磷酸盐矿石时,为了优化选别效率,给料通常分成粗粒(-16+35目)和细粒(-35+150目)两级别入选。粗粒浮选的回收率相当低(-16％),而通常细粒浮选的效率很高,回收率大约为90％。已经证实,细粒级和粗粒级以适当的比例混合可以提高总的浮选效率。细粒存在时粗粒回收率的提高被认为是由于细粒的加入改进了泡沫特性。又证明,在自然给料中,粗粒与细粒比例不利于混合物料浮选时,添加少量的预先调好的细粒,能在很大程度上提高粗粒的回收率。     

利用疏水絮凝浮选工艺回收黄铁矿烧渣中微细粒金

本文介绍了疏水絮凝浮选法回收黄铁矿烧渣中微细粒金工艺研究。通过药剂遴选试验，影响因素试验确定合理试验流程及药剂制度。试验结果表明，疏水絮凝浮选优于常规浮选，非极性油的添加可强化疏水絮凝过程，显著提高金的品位和回收率，一定强度和时间的机械搅拌是产生疏水絮凝的必要条件，过磨对疏水絮凝浮选工艺没有明显的不利影响。利用疏水絮凝浮选工艺从含金２．９４ｇ／ｔ的黄铁矿烧渣中，获得含金１２６．３ｇ／ｔ、回收率５１．３５％的金精矿。     

七宝山金矿扭选精矿的分级再磨改造

七宝山金矿原浮选流程对粗粒金矿回收较差。经分析和试验，对扫选精矿进行了分级再磨工艺改造。改造后金回收串从81．31％提高到82．46％，获得良好的经济效益。     

P928常温无碱浮选大峪口磷矿石的研究

湖北荆襄磷化公司大峪口磷矿石曾进行过多种浮选流程试验，均需对矿浆加温到４０℃左右浮选，并且添加大量的碳酸钠。运用磷矿新型捕收剂Ｐ９２８，可实现大峪口磷矿石的常温无碱浮选工艺。能获得磷精矿品位Ｐ２Ｏ５３３．６５％，含ＭｇＯ０．５１％的优质一级磷精矿，Ｐ２Ｏ５回收率为８５．６３％。湖北大峪口磷矿如能运用Ｐ９２８选矿，将能获得显著的经济效益和良好的社会效益。