湖北含磷鲕状赤铁矿选矿扩大试验研究

在选矿扩大试验条件下对湖北含磷鲕状赤铁矿进行了浮选试验研究,并获得了较好的选矿指标。扩大试验选矿指标为:铁精矿铁品位57.43%,回收率为78.24%,铁精矿含磷0.22%。为开发该矿提供了选矿技术依据。     

云南保山矽卡岩型铜铅锌共生矿选矿中间试验

在选矿中间试验条件下,对云南保山地区矽卡岩型铜铅锌共生矿进行了浮选试验研究,取得了较好的选矿指标。中间试验选矿指标为:铜精矿铜品位18.57%,回收率78.04%;铅精矿铅品位67.37%,铅回收率58.26%;锌品位49.11%,锌回收率88.57%。为开发该矿提供了选矿技术依据。     

黑钨矿细粒选矿技术的研究和应用

一、前言我国黑钨矿细粒选矿技术的研究,近年来,特别是进入80年代后有了较快的进展,而且在选矿工业实践中取得了较显著技术经济效果。1973年全国钨矿选矿回收率平均为83.54%,到1983年提高到84.4%。以钨矿最集中、产量最多的江西为例,全省黑钨矿细粒选矿回收率由1975年的41.4%提高到1985年的48.9%。     

云南保山矽卡岩型铜铅锌共生矿选矿扩大试验

在选矿扩大试验条件下对云南保山地区矽卡岩型铜铅锌共生矿进行了浮选试验研究,并取得了较好的选矿指标。扩大试验选矿指标为:铜精矿铜品位18.57%,回收率78.04%;铅精矿铅品位67.37%,铅回收率58.26%;锌品位49.11%,锌回收率88.57%。为开发该矿提供了选矿技术依据。      

白钨选矿回水在高滑石钼矿选矿中的应用研究

河南某高滑石型钼铁矿采用先脱滑石后浮选钼工艺,为综合回用尾矿库白钨选矿回水、缓解该地区选矿用水紧缺的问题,对白钨选矿回水用于钼矿选矿进行了试验研究,结果表明:直接使用白钨选矿回水进行脱泥浮选,造成钼损失过大;使用白钨选矿回水磨矿后将矿浆pH值调至6,对脱泥粗精矿产品添加CF抑制剂进行脱泥精选,最终闭路试验得到钼损失率4.52%、钼粗精矿品位4.23%、回收率75.85%的良好指标,白钨选矿回水得以利用。     

司家营铁矿选矿工艺改进及生产实践

通过对司家营铁矿选矿厂原选矿工艺调查研究,针对性地指出该选矿工艺存在的问题,并逐步对原选矿工艺进行改造。通过工艺改造,选矿回收率由改造前的45.00%提高到70.00%,铁精矿品位由改造前的63.00%提高到65.50%,取得了显著的经济效益。     

西藏某磁赤混合铁矿选矿工艺及设备优化配置研究

对西藏某磁赤混合铁矿进行了选矿试验研究。在原矿TFe品位39.23%的条件下, 采用粗磨-弱磁-强磁选流程, 获得了混合铁精矿产率48.86%、TFe品位63.50%、TFe回收率80.50%的选矿指标。同时, 在流程试验的基础上, 对选矿生产设备进行了优化配置, 获得了高效节能、经济合理的设备配置方案。     

某复杂铜锌铁多金属矿选矿试验研究

甘肃某铜铁矿在深部开采过程中,锌品位达到综合回收要求。为找到合适的铜锌选矿回收工艺流程,对其代表性矿样进行了选矿试验研究。试验结果表明,新的选矿工艺流程所得铜精矿含铜20.05%、铜回收率为88.19%,锌精矿含锌44.81%、锌回收率58.43%。研究结果为下一步工业化生产提供了技术保障。     

苍山铁矿选矿方法及工艺流程

针对原设计中存在的问题,在选矿实验室研究的基础上,进行了选矿工艺技术改造,选矿工艺指标得到了大幅度提高,回收率由原设计的65%提高到71.04%,精矿品位65%,避免了有用矿物的流失,取得了显著的经济效益。     

康家湾矿选矿厂技术改造生产实践

针对康家湾矿矿石特性,阐述选矿厂选矿工艺存在的问题,通过选矿技术改造,最终得到铅品位为59.66%、回收率为89.17%的铅精矿,锌品位为49.75%、回收率为89.19%的锌精矿,硫品位为46.24%、回收率为60.25%的硫精矿,同时铅精矿中金银回收率分别提高了5.95、10.07个百分点。通过采用聚合硫酸铁和硫化钠组合药剂处理选矿废水,产生了较好的环境效益,选矿废水中铅含量从4.5 mg/L下降至0.34 mg/L,锌含量从2.3 mg/L下降至0.54 mg/L。     

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究

针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。     

四川某铅锌混合矿选矿工艺试验

以含铅0.85%、含锌6.53%的四川某铅锌混合矿为研究对象,通过4种不同选矿工艺对比试验,得出采用先选铅后硫化锌氧化锌混选的工艺流程是可行的,其闭路试验获得了精矿品位、回收率分别为51.16%、64.84%的铅精矿和50.03%、90.23%的锌精矿,产品均符合YB114-81五级品的质量要求。     

氧化锌矿的浮选现状与研究进展

根据国内外近年来的相关文献,对氧化锌矿新型浮选药剂和选矿新工艺进行了综合评述,认为更有效的新型浮选药剂和浮选流程新工艺的研究是氧化锌矿浮选研究的正确发展方向。     

广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

广西某含银铅锌矿石铅氧化程度很高,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。为确定该矿石的开发利用方案,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程,最终可获得铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。试验指标较理想,可作为该矿石开发利用依据。     

缅甸某复杂铅锌多金属矿的浮选试验研究

针对一种复杂的铅、锌多金属矿石进行研究,原矿含铅3.97%,含锌3.37%,铅的氧化率高达50%。根据条件试验研究结果,确定合理的药剂制度,铅锌分离时抑制剂采用ZnSO4+Na2SO3+Na2S组合,捕收剂选用乙硫氮;氧化铅采用硫化后浮选,捕收剂选用丁基黄药。闭路试验根据条件试验确定的药剂制度,得到最终选矿指标为:铅精矿总品位为53.01%,总回收率为91.62%,含锌为4.3%;锌精矿品位为56.95%,回收率为83.20%,含铅小于1.5%。     

内蒙古某铅锌矿提高锌回收率试验研究与实践

内蒙古某铅锌矿是内蒙古境内的一座大型铅锌铜硫多金属矿山,因其矿石性质复杂,选厂生产中锌的回收率较低,特别是近年来随着原矿品位的下降,选矿回收率呈下降趋势。为此,对该矿石开展了磨矿细度和选锌作业药剂制度的优化试验研究。将试验研究成果应用选厂生产后,锌的回收率提高了3.38%,锌精矿品位提高了0.52%,取得了较好的选矿指标,提高了矿山经济效益。     

西藏某氧化锌矿浮选试验研究

采用硫化胺法对西藏某氧化锌矿进行了浮选试验研究, 分别考察了磨矿粒度、分散剂用量、硫化钠用量以及不同碳链长度的胺类捕收剂等因素对氧化锌浮选指标的影响。试验结果表明, 采用硫化胺法能够有效实现西藏某氧化锌的浮选。在原矿锌品位为6.8%条件下, 可获得锌品位为23.38%, 回收率为90.1%的锌精矿。     

四川某氧化铜矿石选矿试验研究

四川某氧化铜矿石因氧化程度深、结合氧化铜占有率高而难选。对该矿石采用先浮选硫化铜矿物,再硫化浮选氧化铜矿物的工艺流程进行试验,并在氧化铜矿物浮选过程中辅以脱泥手段,有效地回收了铜矿物,同时使少量伴生贵金属银得到了富集,所得铜精矿铜品位为19.88%,铜回收率为64.22%,含银72.96 g/t。     

某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究

根据某氧化铅锌矿石的特性 ,提出采用Na2 CO3调浆 ,先硫化浮铅 ,然后不脱泥直接采用胺类组合捕收剂ZP -0 5作氧化锌矿捕收剂进行浮选的工艺流程 ,可获得含铅 40 .42 %、含锌 16.2 8%、回收率 3 2 .69%的铅精矿 ,含锌 40 .73 %、含铅 1.61%、回收率 78.91%的锌精矿。     

青海某低品位铜铅锌银多金属矿工艺矿物学研究

通过对青海某低品位铜铅锌银多金属矿工艺矿物学研究,查明该矿石中铜、铅、锌、银的含量分别为0.26%、1.23%、0.70%、44g/t。其中氧化铅、氧化锌的占有率分别为26.35%、17.0%,氧化矿物的嵌布粒度微细,银矿物以包裹体形式嵌布于方铅矿、氧化铅、闪锌矿和脉石中。而矿石中大量的绢云母、黑云母及绿泥石等在磨矿过程中容易生成矿泥进而恶化选矿环境。综上可知,该矿属于低品位难选矿石。因此,在选别过程中应采取适宜细度,并注意脉石矿物的影响。