湖北枣阳细粒原生金红石矿浮选分离研究

湖北枣阳金红石矿含Ti O23.06%,主要有用矿物为金红石,脉石矿物为角闪石、钙铁榴石,矿石嵌布关系复杂,为细粒难选矿石。针对该难选矿石,进行了浮选试验研究,捕收剂采用C5⁹羟肟酸+苄基砷酸(BAA)组合用药,浮选闭路试验表明采用二者组合用药,可获得金红石粗精矿Ti O2品位43.30%、回收率67.98%,基本实现金红石的有效分离,试验指标良好。     

涞水金红石选矿试验研究

正概述涞水金红石矿属原生矿，矿石粒度细是其主要持证，—10μm占22．28％，且含泥量大，细泥的干扰严重影响着最终产品的技术指标。本试验研究，选用重选一浮选一介电射频联合流程，最终精矿品位（TiO2）85．64％，回收率22．47％（开路）；次精矿品位80．22％，回收率1753％。虽然精矿品位达到了技术指标，但是回收率偏低。随着介电射频选矿工艺的改进，将会得到满意的结果。2深水金红石矿石性质及特征2．1光谱分析（见表1）22原矿化学成分化学分析结果为（％）：TIO。3·87、FCZO38．56、SIO246sl、A12（）s1862、CS（）O．99、M…     

山东某金红石矿石浮选试验研究

为了给山东某金红石矿石的开发利用提供技术依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在-0.043 mm粒级占65%的磨矿细度下,采用碳酸钠、硝酸铅、六偏磷酸钠作为调整剂,自行配制的改性脂肪酸作为捕收剂,经1粗3精3扫闭路浮选,可获得TiO2品位为72.52%、TiO2回收率为87.22%的金红石精矿,从而实现金红石的有效回收。     

LW51在某难选氧化铅锌矿开发中的应用研究

介绍了在实验室小型试验、80t／d半工业试验及300t／d工业生产实践中,采用新型捕收剂LW51和2粗2精3扫工艺流程浮选某难选铅锌氧化矿石,均取得了良好的试验指标。半年的工业生产实践获得了铅品位47．12％、回收率94．03％的铅精矿;以及锌品位23．92％、回收率64．22％的锌精矿。     

硅线石与石榴石共生矿石选矿工艺研究

对硅线石与石榴石含量分别为4．0％和12．5％的低品位共生矿石,采用石榴石磁选、重选－硅线石浮选、重选联合工艺流程,其中,硅线石的浮选采用高效捕收剂MP,在常温下、中性介质中,按一粗二精一扫的浮选工艺流程,获得了含Al2O358.71%、回收率66．47％的硅线石精矿和石榴石品位96．05％、回收率62．17％的石榴石精矿,选矿效果显著。     

陕西双龙金矿含砷含碳难选金矿石浮选工艺

研究陕西双龙金矿含碳含砷微细嵌布型难选金矿石浮选工艺。结果表明，主要载金矿物黄铁矿及含砷矿物粒度相对较粗，一段粗磨就基本可以达到单体解离大量抛尾，粗精矿再磨精选，金精矿的品位提高到32．02g／t，回收率到51．44％。闭路试验，采用一段再磨细度-74μm为75％，粗精矿再磨-74μm为95％，选别工艺为一粗五精三扫选，采用丁黄药和丁胺黑药混合做捕收剂，金精矿产率5．00％，品位可达36．04g／t，金回收率76．15％。用于实际生产，指标平稳。     

大冶铜录山低品位氧化铜矿石预处理-磨矿浮选的研究

铜录山建矿近40午，由于低品位（含CU＜1％）氧化铜矿石选矿难题未解决，致使大量矿石堆存或废弃．本研究采用原矿预处理-磨矿浮选工艺流程，硫化钠、改性黄药（KD4）与复合油（W-2号）联用，从含0．96％CU（钢氧化率98％，结合铜占有率28％），0．75g／t　AU（包裹金占23％）的矿石中浮选出优质钢精矿，品位33．15％CU，24.96g／tAU，对原矿的铜回收率64.53％，金回收率63．11％，并为进一步从铜尾矿综合回收钱精矿创造良好条件．     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

组合捕收剂在赤铁矿常温反浮选中的应用

脂肪酸类捕收剂（LTS）反浮选赤铁矿存在矿浆需加温的问题,将非离子型表面活性剂CW-1和CW-2、阴离子型表面活性剂CW-3和CW-4分别与LTS组合使用,拟通过药剂复配来降低浮选温度、提高反浮选指标。石英单矿物浮选试验结果表明：在温度为10 ℃,矿浆pH值为12时,分别以CW-3和LTS（用量为40+40 mg/L）、CW-4和LTS（用量为90+30 mg/L）为捕收剂浮选,石英的回收率分别达到99.44%和94.99%。人工混合矿浮选试验结果表明,10 ℃下,CW-3和CW-4分别与LTS组合使用时,赤铁矿精矿铁品位均比25 ℃下单独使用LTS浮选时的指标好;CW-3和LTS组合使用时,赤铁矿精矿铁品位提高了5.41个百分点;CW-4和LTS组合使用时,赤铁矿精矿铁品位提高了2.95个百分点。两种组合捕收剂在赤铁矿常温反浮选中均有较强的捕收能力。     

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％。     

The development of a composite collector for the flotation of rutile

A study was carried out to find a replacement for benzyl arsenic acid (BAA) that was used in the rutile flotation circuit of a hard rock rutile mine in China. Several types of oxide collectors were tested, including sodium oleate, sodium laurate, sodium dodecyl sulphate, amino acids, diphosphonic acid and styryl phosphonic acid. It was found that styryl phosphonic acid (SPA) was the most effective, and that an aliphatic alcohol (e.g., octanol) was required to maintain the effectiveness of SPA.However, octanol was insoluble in water. The composite collector that was mixed with SPA and octanol had to be well emulsified before addition to flotation pulp. Poorly emulsified composite collectors destroyed flotation froths. Several surfactants were tested as emulsifiers and one was found to have the least adverse effects on the selectivity of the composite collector. By using the composite collector that contained SPA, octanol and the emulsifier, a rutile rougher concentrate assaying 71.3% TiO₂ was floated at 81.6% recovery from a feed containing 8.78% Ti0₂ in a single stage rougher flotation.     

复合捕收剂浮选原生金红石矿的研究

采用苯乙烯膦酸与脂肪醇组成的复合捕收剂取代苄基胂酸在弱酸性条件下浮选原生金红石矿取得了成功，该复合捕收剂无毒，价格低于苄基胂酸，效果优于苄基胂酸。通过改进的哈利蒙德管浮选试验、吸附量测定试验、捕收剂溶液表面张力和金红石表面接触角的测量以及ｘ射线光电子能谱测试（ＸＰＳ）．详细研究了复合捕收剂的作用机理。试验结果表明，苯乙烯膦酸在金红石表面发生了化学吸附，脂肪醇与苯乙烯膦酸相互联结，其疏水基指向水相，从而增强了金红石表面的疏水性，提高了浮选效果。     

某难选金红石矿选矿试验研究

某金红石矿品位较低,嵌布粒度细,属难选微细粒金红石矿。本文采用浮选抛尾作为金红石选别的预选作业,可一次性抛尾72.27%;抛尾后的粗精矿再采用重选、再磨酸浸、浮选的工艺流程,获得了含TiO290.28%、回收率为47.37%的金红石精矿。     

四川某钛铁矿浮选试验研究

本文对四川攀枝花地区某钛磁铁矿进行浮选试验研究,该矿中钛主要以钛铁矿为主,其次为钛磁铁矿及金红石,脉石矿物主要为石英,绿泥石等。本文通过磨矿细度、捕收剂种类及用量、抑制剂种类及用量等方面的研究,最终采用弱磁除铁、预先脱硫、以羟肟酸为捕收剂,CMC为抑制剂在pH值为4的条件下经一粗一扫一精的全流程试验,最终得到了TiO2品位为46.33%,回收率为55.36%的钛精矿,实现了对目的矿物的回收。     

山西某金红石矿选矿试验研究

山西某金红石矿采用重选主干流程进行选别,精矿产品TiO2品位为90%左右,但金红石(TiO2)的回收率不足50%。为提高金红石的选矿回收率,开展了以浮选为主干流程的选矿工艺研究。确定的选矿方案为两次浮选抛尾─金红石浮选(一次粗选、两次精选)─浮选精矿除杂(弱磁选—强磁选—重选)。全流程试验结果表明:采用浮选主干流程大大提高了精矿TiO2的回收率,总精矿TiO2回收率为69.25%,金红石矿物的回收率达到86.42%,其中精矿1含TiO289.58%、TiO2回收率46.84%;精矿2含TiO280.53%、TiO2回收率22.41%。同时综合回收了磁铁矿和钛铁矿。     

潜水层以下海滨砂矿毛矿精选新工艺研究

究了含有独居石、钛铁矿、锆英石、金红石和锡石的潜水层以下海滨砂矿中毛矿精选新工艺,毛矿重选富集后湿式强磁选。磁性产品在自然ｐＨ值条件下,添加水玻璃、ＭＳ－５浮选独居石,浮选精矿经磁选后得品位高于６５％的独居石精矿;独居石浮选尾矿通过磁选得到钛铁矿精矿。非磁性产品用摇床丢尾并将有用矿物分成３组粗精矿和１组中矿,锆英石粗精矿和中矿采用分流流程、捕收剂Ｂ３和抑制剂ＲＷ,在弱酸性条件下浮选,浮选精矿电选除钛后得锆精矿特级品和一级品;锆英石浮选尾矿经电选和金红石粗精矿采用浮选－电选流程均可获得含ＴｉＯ２高于９０％的金红石精矿。锡石粗精矿用电选精选得锡石精矿。     

基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验

为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。     

榴辉岩型金红石矿资源综合利用开发研究

苏北某榴辉岩型金红石矿富含石榴石和绿辉石,由于金红石与石榴石、绿辉石等矿物密度和磁性差异较小,在选别金红石时分选效果不理想,且有用矿物未被充分回收,造成资源的浪费。通过对该金红石矿进行详细的工艺矿物学分析以及大量的选矿流程试验研究。结果表明：该矿金红石粒度较细、石榴石和绿辉石粒度较粗,金红石多赋存于石榴石与绿辉石粒间,或部分包裹于石榴石、绿辉石中,欲回收各有用矿物,需要采用阶段磨矿、联合选矿的方式方法。采用重-磁-浮联合选矿工艺,并在浮选时使用新型金红石捕收剂TXB、合理调控矿浆pH,有效实现了金红石、石榴石、绿辉石的分离,不仅得到了TiO2品位大于90%金红石精矿,而且还综合回收了矿石中的石榴石、绿辉石和钛铁矿,基本实现了无尾矿排放。该研究既利于环保,又利于企业经济效益的增长,为相似金红石矿的综合利用开发提供借鉴。     

新型复合捕收剂TA在湖南某钨矿浮选工艺的应用

湖南某钨矿采用重选法回收白钨矿,其分选效果很差。经试验研究,确定采用先浮硫化矿,再加入Na2CO3、Na2S iO3和高效复合捕收剂TA进行白钨粗选,白钨粗精矿添加改性Na2S iO3和高效复合捕收剂TA进行加温精选的工艺流程。最终小型试验获得WO3品位70.19%、回收率82.86%的白钨精矿,扩大连续试验获得WO3品位65.41%、回收率81.12%的白钨精矿。结果表明,选用新型复合捕收剂TA,是提高选矿技术经济指标的关键。