某难选萤石矿的浮选试验研究

矿石目的矿物萤石与细粒隐晶质石英关系极为密切,石英含量高,达50%以上,且呈极细粒状产出在萤石中,另外还含有泥状矿物(高岭土),提高萤石品位,降低精矿中硅含难度较大。经试验研究,获得试验指标如下:萤石原矿品位45.11%,精矿品位CaF297.23%,萤石回收率55.18%。     

四川某萤石矿浮选试验研究

四川某萤石矿原矿含铅1.40%、含锌0.80%、含氟化钙52.74%,采用"混和浮选铅锌硫化矿-浮选萤石"的工艺流程浮选回收该矿石中的铅锌和萤石矿物。浮选铅锌混和矿时采用捕收能力强的苯胺黑药能较大程度的回收原矿里面的铅锌,以达到减少萤石精矿杂质含量的目的。经过一粗一扫四精选萤石精矿品位达到96.33%、回收率88.63%的较好试验指标。     

某萤石矿低温浮选试验研究及工业实践

对某萤石矿,采用油酸作为捕收剂,在低温条件下难以获得合格的精矿产品,且回收率低,严重影响选厂的正常生产和运营。针对该情况,采用新型低温浮选捕收剂K捕作为萤石浮选的捕收剂进行试验室试验,在低温条件下,可获良好的选矿指标。工业试验中,在原矿品位较低的情况下,高品位萤石精矿含CaF297.59%,回收率为44.82%;低品位萤石精矿含CaF273.51%,回收率为32.87%,总的萤石回收率为77.69%。解决了该矿低温萤石浮选难题,可供同类型萤石矿借鉴。     

某低品位难选白钨矿常温浮选试验研究

江西某白钨矿石含钨0.23%,原矿钨品位低、嵌布粒度较细、萤石含量高,是典型的白钨-方解石-萤石（或重晶石）型难选白钨矿.针对该难选白钨矿中有价金属钨无法有效回收的现状,对其进行了试验研究,结果表明,采用组合药剂（GYW＋731）做捕收剂,新型药剂WH做活化剂,实现了该低品位难选白钨矿的常温浮选,闭路试验获得了品位为35.11%,回收率为72.20%的钨精矿.     

福建某萤石矿选矿试验研究

福建某萤石矿含CaF2为18%左右,属于低品位萤石矿,试验采用预先脱硫-浮选萤石工艺,常规流程闭路试验可获得一个萤石精矿品位为90.36%,回收率为77.33%的萤石精矿;采用中矿再选流程可获得两个萤石精矿,萤石精矿1品位为97.37%,回收率为44.76%;萤石精矿2品位为86.65%,回收率为25.68%;综合萤石精矿品位为93.17%,回收率为70.44%的良好选矿指标。     

混浮-强磁法从某尾矿中回收稀土、萤石

针对某尾矿中稀土、萤石品位低、含泥高、组成复杂且含有重晶石捕收剂等特点,以FCF-1为稀土萤石混合浮选捕收剂,采用混合浮选法对其进行回收,得到稀土萤石的混合精矿,其稀土品位18%,萤石品位55.57%;混合精矿再经湿式强磁工艺(一粗一扫一精,磁场强度1.5T)分选出最终结果为品位68.42%的稀土精矿,回收率达到55.01%,尾矿中的萤石品位富集到79.39%品位。     

采用集中粗选分步精选流程浮选萤石

本文叙述了该厂为提高萤石浮选精矿品位与回收率，排除重晶石对萤石浮选的干扰，将萤石按不同品级加以回收，获得了萤石精矿品位为９６％－９７％、萤石次精矿品位为８５％－８８％，其实际总回收率为７５％－８０％的较好生产指标。     

白云鄂博矿綜合回收稀土的选矿研究

本文主要介绍采用烷基异羟肟酸及其胺盐作为稀土矿物捕收剂,从该矿主东矿体中贫氧化矿原矿、萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中优先浮选稀土有关问题。通过对上述三种试料进行试验,均获得稀土品位大于60％,回收率大于50％的高品位稀土精矿和分低品位稀土精矿。证明了烷基异羟肟酸及其胺盐是稀土矿物有效捕收剂;采用优先浮选稀土选矿工艺从该矿中综合回收稀土是切实可行的。但是,由于萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中矿物表面剩余氧化石腊皂的影响,都需采取强抑制、强捕收才能获得满意的选别指标。     

高梯度磁选分选白云鄂博萤石矿物研究

白云鄂博萤石浮选精矿经超导磁分离技术处理后,超导精矿中萤石品位从85.21％提高至96.84％,稀土品位从5.29％降低至0.11％.利用超导高梯度磁选方法,可以有效提高白云鄂博矿萤石浮选精矿中萤石品位和降低稀土矿物含量,可缩短萤石精矿的浮选流程,减少药剂用量,降低其他功耗,有效的节约了成本.     

灰色系统在金堆城露天矿原矿品位预测中的应用

原矿品位是矿石加工和选矿流程的主要依据。合理地预测原矿品位是矿山的采剥进度计划编制的基础，将灰色系统应用于金堆城露天矿的原矿品位预测，取得了较好的实用价值。     

四川某稀土矿磁-重联合分选试验探索研究

以四川某矿区稀土矿为研究对象,通过对矿石工艺矿物学的分析,该矿石中稀土矿物以氟碳铈矿为主,有较高的回收价值。其他矿物主要为长石和石英,其次是重晶石、萤石、云母等。为合理回收稀土矿物,对其分选工艺进行了探索试验,结果表明,通过磁选-摇床重选-再磁选的工艺流程,在原矿品位6.21%左右,闭路试验可以得到REO品位55.43%、回收率79%左右的稀土精矿,回收指标较好。     

钨浮选尾矿水对白钨矿浮选影响及新工艺研究

钨浮选尾矿水因含敏感离子、残留药剂和悬浮物,对浮选过程产生不良影响。本文针对钨浮选尾矿水中常见的敏感离子,进行了敏感离子含量对白钨矿及与其共生关系密切且可浮性相近的萤石和方解石的可浮性规律研究,并开发"强化脱泥-浮选"新工艺,对含Cu 0.687%、S 21.48%、WO_3 0.125%的原矿进行工业试验获得:铜精矿Cu品位24.00%,回收率87.65%;硫精矿S品位43.63%,回收率71.30%,磁硫精矿S品位31.36%,回收率17.16%,总硫回收率88.46%;钨粗精矿WO_3品位9.05%,作业回收率80.61%、对铜硫尾矿回收率55.58%;钨精矿WO_3品位66.51%,对铜硫尾矿回收率53.83%、对原矿回收率47.41%。     

加强细泥回收 提高粗选回收率

一、概述我矿所处理的矿脉是含钽铌伟晶岩脉风化壳矿床,其特点是原矿品位低、嵌布粒度细、矿石组分复杂。其细泥产率大、品位高、粒度细、矿物组成复杂。通过生产实践和多次考查测定,我矿综合细泥量占原矿的20%以上,钽铌金属含量为原矿金属量的20～27%左右,其细泥品位比原矿品位略偏低,而粗选尾矿中细粒级的钽铌品位大都接     

关于铅锌原矿Pb、Zn品位分布状况的研究

铅锌矿所采出原矿的Pb、Zn品位在出矿随机取样分析时所得到的检测结果的统计分布状况同时也反映了矿产资源在一定的地质条件下所生成的地质原矿金属品位的分布.根据统计资料对原矿的Pb、Zn品位分布状况进行研究,目的就是找出其分布规律,以建立其分布的概率密度函数,结合探矿时矿体的资料科学地计算出原矿Pb、Zn品位分布区间的概率.以便更准确地推断矿产资料储有量.     

松树脚锡石多金属硫化矿石铜的选矿实践

我厂硫化矿车间的原矿来自松树脚锡矿,属于锡石多金属硫化矿、主要目的矿物是锡石,并综合回收铜、锌、钨、铋、硫、萤石等有价矿物.生产采用浮-重原则工艺流程,浮选采用混合-优先浮选流程,获得铜精矿品位9～11%、回收率77～80%;硫精矿品位32%、回收率78%的选别效果.铜、硫精矿的产值为该车间生产总值的30%左右.本文仅就该类矿石铜的选矿实践,谈     

原矿品位对提金工厂回收效率的影响

当给入提金工厂原矿的金品位下降时,金属的回收率随之降低,这不单纯是由于有固定的品位损失于尾渣中,而且还因为尾渣品位本身是原矿品位的函数。为了表示原矿品位和回收率之间的关系,采取多学科的研究方法,用以建立一种模型。这种物理化学模型系基于:(Ⅰ)氰化的反应特性;(Ⅱ)已磨矿石重选的选择性;(Ⅲ)矿石贮备时金品位和颗粒尺寸接近于对数正态分布.这种模型被用于在一个指定的丁厂,对一个给定的原矿品位制定出一个合理的回收率指标,而且以此作为调节手段,对工厂设备的性能作出判断。     

风化壳淋积型稀土矿原矿品位测定的探讨

本文探讨了影响风化壳淋积型稀土矿原矿品位测定结果的因素，提出了一个适用于矿山简便、快速的测定原矿品位的方法。     

内蒙某萤石矿选矿工艺流程研究

原矿性质研究结果表明，原矿中含硫与石英较高，萤石与石英、黄铁矿等硫化物共生关系比较密切，矿石嵌布粒度较细，且部分萤石与石英、黄铁矿等硫化物均呈包裹与半包裹状，很难单体解离，属难选矿石，针对该矿石特点进行了流程结构、粗选工艺制度、温度、磨矿细度等工艺条件的试验研究。     

柿竹园钨多金属矿零盘区矿物可选性的分带与采、选对策

在矿山生产过程中,采矿场与选矿厂之间因原矿性质是否变化颇有争议,每当回收率波动时,选厂第一时间是认为原矿的品位已变化。诚然,原矿品位发生了变化,的确会影响选矿回收率。但更多的时候不仅是品位变化了,原矿的矿物组合有大变化,主要有用矿物的颗粒大小与嵌布关系有变化,而我们的选矿流程没有变,各矿物的选矿回收率肯定会波动。采矿场为选厂供矿配矿仅靠化学分析,提供矿石地质品位的变化情况,无法全面了解原矿性质。本文主要通过从矿物工艺性研究矿物的可选性,实验室验证原矿性质变化对选矿回收率的影响,预测选矿回收率,为选矿厂根据矿物可选性调节选矿流程,保证选矿厂生产指标的稳定。     

计算机控制在选矿厂的应用——尖山铁矿选矿厂自动化简介

1.工艺概况: 尖山铁矿选矿厂是一座现代化的选矿厂,它具有年处理原矿400万吨的生产能力,年排除废石36万吨,年产精矿161.07万吨,尾矿202.93万吨。 原矿品位32.39％,废石品位12.5％,精矿品位66.5％,尾矿品位9.25％。