新疆某氧化铜矿的浮选工艺研究

新疆某铜矿石中铜的含量为2.11%,其中硫化铜占36.49%,氧化铜占63.51%,属于氧化铜矿石。矿石中可供综合回收的是Ag,Ag可随铜精矿产品一起回收。在氧化铜浮选试验部分,采用活化剂HN-7,有效地增加了氧化铜矿石的可浮性,提高了氧化铜的回收率。氧化铜浮选闭路试验指标为:氧化铜精矿中铜品位为26.87%,铜作业回收率为77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作业回收率为64.57%。     

某含锡硫化锌矿的选矿工艺研究

针对某含锡硫化锌矿的矿石特性，经浮—重联合选矿工艺研究，可获得锌品位45．82％，回收率80．21％的锌精矿，浮选流程获得锌精矿的同时，脱除了比重较大的磁黄铁矿，从而使锡重选回收率达到51．50％的较好指标。     

赞比亚某铜钴硫化矿浮选工艺研究

赞比亚某铜钴硫化矿含铜1.25%、钴0.088%。针对该矿石的工艺矿物学特征,进行了不同药剂种类及用量的条件试验,确定了铜钴混合浮选-铜钴分离的工艺流程。闭路试验获得了含铜31.52%、铜回收率为92.32%、含钴0.232%的铜精矿和含钴2.12%、钴回收率67.56%、含铜1.48%的钴精矿的较好指标。     

内蒙阿巴嘎旗某萤石矿浮选提纯工艺研究

研究了内蒙阿巴嘎旗某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。通过采用一次粗选、一次扫选、粗精矿再磨后五次精选,弱酸性介质精选的浮选工艺,获得含CaF297.52%,SiO21.06%,回收率为85.19%的萤石精矿。     

吉林省某矿含铅金银矿石浮选工艺试验研究

对吉林省某矿含铅金银矿石进行了浮选工艺试验研究.根据矿石性质,针对矿石中金、银、铅品位较低的特点,试验采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮选铅工艺流程,获得回收率:金83.80%,银51.19%,铅77.91%,硫73.59%.采用该工艺流程可实现就地产金银,同时综合回收铅硫.     

陕西某氧化锌矿浮选-重选联合工艺研究

以陕西某氧化锌矿为研究对象,原矿中有价元素锌含量为18.10%,主要以碳酸盐及硅酸盐形态存在,分布率分别为55.46%和43.09%。采用“浮选-重选”的联合工艺流程,浮选中矿用重选选别,应用新型捕收剂KM-8,在磨矿细度-0.074 mm为75%,抑制剂六偏磷酸钠用量100 g/t,硫化钠用量8 000 g/t,KM-8用量600g/t的条件下,最终获得了混合精矿锌品位和回收率分别为32.95%和88.03%的良好指标。实现了氧化锌矿不加温不脱泥浮选获得良好分选指标的目标,为该矿的高效利用研究提供技术参考。     

某复杂铜铅锌硫化矿浮选分离工艺研究

新疆某铜铅锌多金属矿属于含铜原生硫化铅锌矿,矿物种类复杂,嵌布粒度不均匀且金属矿物间共生关系密切.针对该矿石的性质特征,为了综合回收矿石中的有价金属,开展了铜铅锌浮选分离试验研究,试验结果表明:采用优先浮选工艺流程,获得铜精矿品位25.13％、铜回收率80.67％;铅精矿品位58.76％、铅回收率88.99％;锌精矿品...     

云南某锌锡铜多金属矿石浮选分离工艺研究

云南某锌锡铜多金属矿的特点是选矿回收的矿物种类多、铜锌锡硫矿物的嵌布粒度细,共生关系密切,选矿难度大.该矿经过一系列的试验研究,最终采用了"铜锌硫优先浮选-磁选脱硫除铁-重选回收锡"的阶段磨矿阶段选别工艺流程.获得的各种选矿产品的选别指标如下:铜精矿品位16.66％、回收率53.18％的;锌精矿品位48.33％、回收率...     

广西某锡细泥浮选试验研究

为了提高锡精矿品位和回收率,对广西某锡细泥进行了浮选试验研究。通过方案对比,确定采用脱泥、脱硫——浮锡工艺流程,以MB黄药作为硫化矿捕收剂,AD作为易浮脉石捕收剂进行浮选脱硫、脱泥;以LP作为脉石抑制剂,水杨酸和BD作为锡石捕收剂浮选锡细泥。闭路试验获得锡精矿锡品位13.79%、锡回收率76.43%的指标。     

某鳞片石墨矿提高精矿产率及品位浮选工艺研究

研究了鳞片石墨在磨矿过程中的破坏的规律,对传统工艺加以改进,简化了工艺流程,降低了石墨损失率,从而改善了生产指标.     

某低品位难选氧化铜矿浮选工艺试验研究

矿样为含铜0.497%的含泥氧化铜矿,含结合铜偏高,使用湿法或一般的浮选法均不能对该矿资源进行经济回收。试验使用组合捕收剂达到提高铜回收率的目的,在精选加入改性水玻璃和可溶性淀粉以改善浮选过程中的杂质夹带问题,达到提高铜精矿品位的目的。选用二粗二扫二次精选的流程及选择的药剂制度,试验取得铜回收率73.93%,铜精矿品位18.05%的指标,为该资源的经济回收提供了可行的技术依据。     

福建某铜金矿浮选试验研究

福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。     

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。     

某铅锌银复杂多金属硫化矿的浮选工艺研究

对某铅锌银复杂多金属矿进行了详尽的工艺矿物学研究,矿石中的矿物种类多,矿物之间的嵌布关系错综复杂,可综合回收的元素为Pb,Zn和Ag,三者的赋存矿物分别为铁闪锌矿(含铁11.76%)、方铅矿、自然银或螺状硫银矿-辉银矿。确定的合理工艺及流程为:磨矿细度选择-74μm占85%;铅回路粗选p H为10.5,添加硫酸锌和亚硫酸钠作为抑制剂,丁铵和乙硫氮作为捕收剂,精选时添加少量水玻璃,精选3次;锌回路p H值大于12,硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂;锌粗精矿进行再磨再选,精选次数为5次。闭路得到的铅精矿中铅、锌、银的品位分别为43.32%,8.95%和2667.6 g·t-1,铅精矿中铅和银的回收率分别为86.17%和66.41%;锌精矿中铅、锌、银的品位分别1.36%,40.32%和392.3 g·t-1,锌精矿中锌和银的回收率分别为76.79%和14.43%。     

云南某金矿浮选工艺研究

介绍了一种无氰、无毒、无污染的用于处理云南某低氧化型金矿单一浮选工艺,该工艺流程简单、投入成本低,经过探索试验,确定了药剂制度及工艺流程,最终可获得品位为38.65 g/t,回收率为75.33%的金精矿,试验指标较好。     

云南某铜矿浮选工艺研究

云南某铜矿含铜0.86%,矿石中铜的氧化率78.89%,且矿石中难选赤铜矿的含量高。根据矿石特点,试验采用简单的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺,以硫化钠及乙二胺磷酸盐为活化剂,得到铜品位为24.03%,回收率为56.37%的铜精矿。     

难选氧化铜矿浮选工艺研究

从某氧化铜矿的工艺矿物学研究着手，查明该氧化铜矿的化学成分、矿物组成、嵌镶关系、粒度分布特征。并通过大量、详细的试验研究，确定与该氧化铜矿浮选相适宜的工艺参数，取得了较好的分选指标。铜精矿品位达39．33％，回收率达95．07％。可供同类型氧化铜矿选矿时参鉴。     

赤峰某多金属矿锡重选工艺流程改进生产实践

为提高某多金属矿重选锡回收率,以矿石工艺矿物学研究为基础,将重选工艺流程进行改进,由原来三段重选,改进为：一次粗选后,尾矿分级、粗粒再磨再选、细粒级采用高频摇床选别,低锡物料及时抛尾。改进后,锡回收率提高3.7%。     

广东某萤石矿浮选新工艺的研究

针对含泥、重晶石的难选茧石矿，提出了改变加药地点的方法，使试验指标获得较大的改善，即精矿品位由97．50％提高到98．32％，开路回收率由60．51％提高到82．92％。     

浅析某锌锡硫化矿重选前的工艺改进

从某锌锡硫化矿的原选矿工艺分析入手,分析了其重选前选矿工艺存在的主要问题,提出了改进措施。经分析研究,改进后将获得较好的选别指标及经济效益。