复杂难选钨细泥选别工艺优化与生产实践

行洛坑钨矿为花岗岩细脉型含钼黑白钨矿床,原生和次生钨细泥(-38μm粒级)量大、矿物组成复杂,原有选别工艺流程复杂、选矿指标不理想、生产成本高。针对原流程存在的问题,对工艺流程进行优化和技术改造,即采用钨细泥两段预处理脱泥—常温浮选柱-浮选机浮选—离心机分级精选,并优化选别药剂制度,从而实现钨细泥的高效回收。生产实践表明,改造后的钨细泥新工艺系统的钨回收率达到76.52%,生产成本大幅降低,取得了良好的经济效益和社会效益。     

浮选脱泥选别某难选氧化锌矿试验研究

矿泥对四川某难选氧化锌矿的浮选产生严重影响。试验研究结果表明,以Yt作为浮选脱泥调整剂、Ym作为捕收剂,在适当脱泥量的前提下,可使矿泥中锌金属损失降至最少。闭路试验结果表明,采用浮选脱除15.83%细泥后能获得含锌34.15%、回收率为82.47%的合格氧化锌精矿。     

极低品位泥质难选氧化锌矿浮选试验研究

新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。     

双龙镍蛇纹石矿脱泥浮选试验研究

针对双龙镍蛇纹石矿进行Ni浮选综合回收试验研究,蛇纹石矿磨矿易泥化,影响Ni浮选指标,通过试验对比表明浮选前需脱泥。探讨摇床脱泥工艺条件,确定了摇床粗选-粗选中矿再选-摇床混合精矿浮选工艺流程。然后通过磨矿细度、浮选药剂制度调整,最终获得了精矿Ni品位8.20%,Ni回收率14.09%的综合利用优良指标。     

小锥角水力旋流器对难浮煤泥脱泥浮选工艺试验研究

针对通化地区黏土含量大、主导粒级为高灰细粒级的难浮煤泥,采用小锥角水力旋流器进行高效脱泥探索,旋流器产物进行粒度和矿物组成分析,底流进行分步释放浮选试验。结果表明,采用Φ150 mm小锥角水力旋流器作为煤泥浮选前脱泥的主要设备;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器串联脱泥工艺中,0.045 mm粒级脱除率达到67.73%,灰分为50.10%,且高岭石、伊利石等黏土矿物在Φ75 mm旋流器溢流中实现富集;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器底流单独或混合入料浮选,精煤产率(占本级)及可燃体回收率均比原煤泥直接浮选提高了2~3倍。     

高泥氧化锌矿脱泥/不脱泥浮选对矿浆流变性能的影响

研究了某高泥氧化锌矿不脱泥浮选和脱泥浮选时的最佳矿浆浓度,2种方式的最佳矿浆浓度分别为17.77%和24.40%。基于现有悬浮液流变学理论进行了公式推导和试验数据拟合,得出矿浆浓度与矿浆粘度间存在3次多项式的关系。在不脱泥浮选和脱泥浮选中,各自最佳浮选指标下的矿浆浓度和表观粘度都不同,但还原粘度均在17~18之间。还原粘度已将矿浆的诸多因素包含在内,是比矿浆浓度更根本的衡量指标,可作为衡量矿浆分散程度的量化标准。该研究对含泥矿物浮选有一定指导意义。     

澳大利亚某锂辉石矿预先脱泥——浮选试验研究

澳大利亚某进口锂辉石矿含有较多的矿泥,对浮选作业产生不利影响,试验采用水力沉降法、浮选法等不同方法对锂辉石矿进行预先脱泥,考察了不同方法的脱泥效果及对后续锂辉石浮选的影响。研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了最佳的脱泥效果,脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小,脱泥后再浮选锂辉石,获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程,可获得良好的选矿指标。闭路试验表明,该进口锂辉石矿原矿Li_2O含量为1.42%,经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后,获得的锂辉石精矿Li_2O品位为5.83%,Li_2O回收率为78.54%。     

河北某低贫难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿含CaF2为30.95%,属于低贫萤石矿,在一段磨矿细度为-200目65%,二段磨矿细度为-400目100%时,通过1次粗选、6次精选的浮选工艺,获得了含CaF298.50%,回收率为54.10%的萤石精矿。     

难选氧化锌矿浮选工艺试验研究

针对云南某难选氧化锌矿进行了浮选研究,试验结果表明硫化胺法不适宜该氧化锌矿石的浮选.对含锌6.1%,铅2.3%的原矿硫化—浮选铅后的尾矿,采用捕收剂C08,抑制剂GZT浮选该氧化锌矿物时效果较好,闭路试验可获得锌精矿品位为23.15%,回收率为59.20%的浮选指标.     

用两段分级技术改造磨矿流程的探讨

考虑到选矿工艺对磨矿产品的粒度要求 ,根据第 2段磨矿机局部闭路生产调试的结果 ,通过计算和分析 ,探讨用两段分级技术改造第 2段磨矿流程的可能性及其效果     

河北某难选铅矿石选矿试验研究

针对某难选铅矿进行了详细的小型试验研究,采用"硫化铅浮选—硫化铅浮选尾矿脱泥—脱泥后产品氧化铅浮选"流程获得了较好的选矿指标。硫化铅精矿品位65.58%、铅回收率34.04%、氧化铅精矿品位50.21%、铅回收率34.20%。最终铅精矿品位56.86%,铅回收率68.24%。     

低品位块状氧化锌的浮选试验研究

采用硫化胺法对块状低品位氧化锌矿进行了浮选试验研究，分别考察了磨矿细度、硫化钠用量、六偏磷酸钠和十八胺用量等因素对氧化浮选指标的影响。试验室试验和工业试验结果表明采用硫化胺法能够有效实现块状低品位氧化锌的浮选，在原矿锌品位为5．5％条件下，精矿锌品位达到39．66％，浮选回收率达到85．59％。     

东鞍山难选铁矿合理选矿工艺的研究与探讨

本文论述了东鞍山难选铁矿石的难选原因及主要试验研究结果。提出了解决其选矿问题的合理方案：矿石适当细磨；选择性紫凝脱泥；采用高效新药剂RA315进行阴离子反浮选。     

某难选氧化铅矿石选矿试验研究

针对某高氧化率难选氧化铅矿进行了详细的浮选试验研究,采用"硫化铅浮选—脱泥—氧化铅浮选"流程处理该矿石,试验取得了良好的选矿指标,最终铅精矿铅品位54.28%,回收率70.00%。该技术为矿石的开发提供了技术依据。     

兰坪氧化铅锌矿石中石膏的发现以及对选矿工艺的影响

兰坪氧化铅锌矿的选矿长久以来是选矿界的难题。在查明该矿石物质组成的基础上,采用多种手段揭示了兰坪氧化铅锌矿中存在可溶性盐石膏,正是由于可溶性盐石膏的存在,致使矿浆中含有大量钙离子,钙离子比铅锌离子的活度更大,故与加入硫化钠中的硫离子优先生成硫化钙,从而致使在氧化锌矿物表面难以生成硫化锌,并消耗大量硫化钠。采取预处理措施将大部分石膏除去后,大大改善了氧化锌矿物的硫化效果,硫化钠用量显著降低。     

难选氧化铜矿堆浸-萃取-电积提铜的研究和实践

永平铜矿露采排弃的表外矿中难选氧化铜矿的矿石量高达 40 2 .2万t,含铜金属量 2 .0 0 2万t,采用堆浸—萃取—电积技术回收该资源的试验研究取得较好效果。针对建成的 2 0 0t/a生产能力的堆浸—萃取—电积提铜生产线在生产中暴露出的问题 ,进行了一系列的技术改造 ,最终获得了良好的经济效益。     

含碳难选低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究

内蒙古某铅锌矿含碳高、铅锌品位低,碳对铅锌浮选分离影响大。通过加入少量石灰调节矿浆pH值,改变泡沫性质,从而达到利用松醇油脱碳的目的,减少了碳在铅锌选别过程的累积;铅精选作业添加少量铁铬盐木质素,抑碳浮铅;选锌作业以CuSO4和丁基黄药作锌矿物的活化剂和捕收剂。试验结果表明,在原矿含铅0.72%、锌2.72%、碳6.26%的条件下,获得铅品位47.20%、回收率66.89%的铅精矿,锌品位48.90%、回收率79.25%锌精矿,实现了碳铅锌的分离。     

银铅锌混合浮选中捕收剂的应用分析

通过对银铅锌混合浮选实践中捕收剂的应用情况分析 ,探索出捕收剂的最佳用药量和捕收剂混合用药的协同效应点 ;实践证明 ,对捕收剂应用的研究分析成果为企业经济效益的提高作出了贡献。     

沂南金矿金龙矿区选矿药剂改革实践

针对沂南金矿金龙矿区矿石性质多变,浮选精矿品位和回收率低的现实,应用新药剂方案,显著改善了浮选精矿质量,提高金、铜回收率11．71％、4．09％,取得了很好的经济效益。