贵州某磷矿正-反浮选试验研究

针对贵州某P₂O₅品位11.68%、MgO含量10.87%的钙镁质低品位磷矿石进行了选矿试验研究。结果表明,通过“正浮选、一粗两扫反浮选”闭路流程,获得了P₂O₅品位28.04%、P₂O₅回收率81.92%、MgO含量0.75%的磷精矿。     

湖北某低品位高镁质磷矿反浮选试验研究

湖北某低品位沉积型磷矿石含P₂O₅ 21.08%,MgO含量较高，主要矿物为胶磷矿、氟磷灰石、白云石。为了使该矿得到有效的开发利用，开展了反浮选试验研究，确定了合适的药剂制度和闭路工艺流程。试验结果表明，以脂肪酸类MG为捕收剂、磷酸作为抑制剂，采用一次粗选、两次精选、中矿集中处理的单一反浮选流程对该矿进行选别，闭路试验可以得到P₂O₅品位为31.12%、P₂O₅回收率为88.79%优质磷精矿。     

云南某中等品位胶磷矿矿石正反浮选工艺研究

云南某中等品位胶磷矿矿石属于典型的硅钙质磷块岩。为了给该矿石的开发利用提供依据,采用正反浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明,在-0.074 mm占87.72%的棒磨细度下,经1粗1精1扫正浮选和1粗1扫反浮选,可获得P₂O₅品位为30.22%、MgO含量为0.71%、P₂O₅回收率为83.72%的磷精矿,产品质量达到酸法加工用磷矿石一等品标准。     

四川某磷矿浮选工艺研究

四川某镁硅质磷矿石中的磷酸盐矿物为氟磷灰石和微含碳的氟磷灰石，矿石P₂O₅平均品位为19.57%。为了解矿石可选性，开展了实验室流程试验，采用单一反浮选试验、正—反浮选试验两种浮选工艺进行了对比试验。单一反浮选工艺试验可获得品位27.03%、回收率为69.26%的磷精矿，精矿中MgO含量为1.42%；正—反浮选工艺试验可获得品位28.26%、回收率为74.28%的磷精矿，精矿中MgO含量为1.38%。试验结果表明：正—反浮选工艺能更好的清除矿石中的硅质，提高磷精矿中P₂O₅平均品位，提高选矿回收率。     

低品位磷矿浮选试验研究

对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P₂O₅品位为22.41%的原矿可获得P₂O₅品位32.47%、P₂O₅回收率83.32%的磷精矿, 实现了P₂O₅的有效富集。     

某含碳磷矿浮选试验研究

针对湘西某碳质胶磷矿进行了选矿试验研究。原矿P₂O₅品位约为20%, MgO含量6.70%, SiO₂含量11.81%, S含量2.93%, 针对该矿在常温下采用“脱碳-脱硫-脱镁”反浮选试验流程, 最终得到了P₂O₅品位28.19%、回收率78.47%的磷精矿产品, 实现了磷矿的有效回收和富集。     

贵州某硅钙(镁)质磷矿石双反浮选试验

贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿，以氟磷灰石为主，部分为碳磷灰石；主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%，SiO₂、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺，采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下，采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理，最终获得了P₂O₅品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P₂O₅含量比为2.32%、R₂O₃与P₂O₅含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥，并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配，可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离，获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。     

新型药剂MG-7用于胶磷矿反浮选脱镁的研究

采用MG-7作为捕收剂, 硫酸、磷酸作为抑制剂, 对宜昌地区中、低品位胶磷矿进行了反浮选脱镁试验研究。常温条件下, 原矿P₂O₅品位20.65%, MgO含量7.95%时, 经一粗一扫得到磷精矿P₂O₅品位29.92%, MgO含量0.93%, 回收率92.55%的良好指标, 表明MG-7对胶磷矿和白云石具有很好的分选效果。     

云南某低品位胶磷矿选矿试验研究

对云南某低品位堆存矿进行了配矿浮选试验研究,探索了磨矿细度、硫酸用量、磷酸用量、捕收剂YP6-6用量对浮选指标的影响。结果表明,采用一粗一精、中矿闭路返回单一反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占97.83%、H₂SO₄用量24.0 kg/t、H₃PO₄用量2.4 kg/t、YP6-6用量2.8 kg/t条件下,原矿品位为22.5%的混合矿经选别后可获得P₂O₅品位28.48%、P₂O₅回收率80.93%、MgO含量0.78%的磷精矿。     

青海低品位磷灰石型磷矿浮选试验研究

对青海某低品位磷灰石型磷矿进行了浮选试验研究。原矿经粗磨后, 可抛除约20%的粗粒黑云母和透辉石。抛尾后试样经再磨后, 采用氧化石蜡皂和2^#药作为捕收剂, 在无碱条件下, 开路试验获得的磷精矿P₂O₅品位为35.41%、P₂O₅作业回收率为87.24%。闭路流程试验获得了磷精矿P₂O₅5 32.01%、P₂O₅作业回收率达97%的良好结果。采用可溶性淀粉可有效抑制磷精矿中的含镁矿物, 从而获取合格的磷精矿。     

新疆某难选硫化铜镍矿选矿试验研究

根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。     

马达加斯加某三水铝土矿磨矿浮选脱硅工艺试验研究

铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al₂O₃含量为32.06%,SiO₂含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1～0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO₂在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al₂O₃回收率大于40%的精矿。     

某高泥高硅赤铁矿选矿工艺研究

针对某高泥高硅赤铁矿进行了预先脱泥—高梯度强磁—磁选精矿再磨—反浮选联合工艺研究。试验结果表明,原矿经螺旋溜槽脱泥,SLon立环高梯度强磁后进行再磨再选,可有效消除黏土等泥质矿物对选矿的影响;在原矿含Fe 12.43%的条件下,采用阳离子捕收剂反浮选脱硅,获得了含Fe51.28%,回收率为38.74%的铁精矿。     

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18．13％、铜回收率55．41％的铜精矿,含铅50．20％、铅回收率83．29％的铅精矿和含锌49．75％、锌回收率86．17％的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。     

云南某氧化铅锌矿选矿试验研究

云南某氧化铅锌矿原矿含铅1.44%, 含锌7.04%, 泥化严重, 且嵌布粒度细, 针对该矿石, 在不脱泥的条件下, 采用硫化-黄药法浮铅和硫化-胺法浮锌工艺流程, 并对传统的药剂制度进行了改进, 最终获得了铅品位为30.74%、铅回收率为64.66%的铅精矿和锌品位为23.51%、锌回收率为71.02%的锌精矿, 实现了铅、锌的分选回收。     

湖南某多金属矿钨锡同步浮选回收试验研究

针对湖南某大型钨多金属矿有用矿物嵌布粒度细、矿物组成复杂、伴生锡资源品位低、矿物可浮性差、单独回收锡成本高等难题,在磨矿细度-0.074 mm粒级占82.35％条件下,采用自主研发的新型捕收剂GYX对WO3品位0.34％、Sn品位0.089％的硫化矿浮选尾矿进行了1次粗选、3次扫选、5次精选的钨锡混合浮选,获得了WO3...     

某低品位含炭铜钼矿石选矿试验研究

摘要：河南省某铜钼矿铜、钼含量低,部分有用矿物嵌布粒度细,与其它矿物共生紧密,且原矿中含有可浮性较好的石墨。针对原矿的矿石性质,经过合理的药剂制度和选矿试验研究,确定对该矿石采用铜钼混合浮选-铜钼分离-钼粗精矿再磨后精选的工艺流程,闭路试验流程从含铜0.42%,含钼0.021%的原矿中获得了含Cu 20.79%,回收率为90.18%的铜精矿和含Mo 46.27%,回收率为68.30%的钼精矿,并综合回收了伴生的金属银,取得了良好的浮选指标。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

川西某伟晶岩型锂辉石矿浮选试验研究

川西某伟晶岩型锂多金属矿主要目的矿物为锂辉石,伴生有少量的铌钽铁矿,脉石矿物主要有长石,石英和云母类矿物。在磨矿细度-0.074mm含量72%的条件下,采用一粗一扫三精的浮选闭路流程,最终获得了Li2O品位5.80%、Nb2O5含量530g/t、Ta2O5含量215g/t的含铌钽锂精矿,Li2O回收率为91.76%,Nb2O5回收率为91.05%、Ta2O5回收率为90.83%,实现了锂铌钽的混合浮选。