海口磷矿正-反浮选工艺选矿试验研究

根据海口磷矿性质,采用常温正-反浮选工艺流程处理该磷矿石。结果表明,当原矿含P2O5 19.61%、Mg O 5.31%、Si O2 19.89%时,经过正浮选1次粗选反浮选1次粗选流程选别后,可得到磷精矿指标为P2O5 30.02%,Mg O 0.93%,P2O5回收率83.53%。     

云南中品位磷块岩浮选扩大连续试验和回水的利用

用正-反浮选流程以及新研制的浮选药剂处理云南海口中品位镁-硅质磷块岩,可以获优质磷精矿和满意的回收率.不加温的扩大连续试验表明,在原矿含P2O525.11%、MgO 3.46%时,精矿含P2O5 31.84%、MgO 0.48%,精矿回收率88.45%.废水经简单处理后即可回用85%,做到了实际上的"零排放".     

贵州某高镁高铝胶磷矿双反浮选降杂试验研究

以BK425为反浮选脱镁捕收剂,BK432为反浮选脱铝捕收剂,对贵州某高镁高铝胶磷矿采用双反浮选进行了提质降杂试验研究。原矿一段磨矿细度为-0.074 mm含量占70%,二段中矿再磨细度为-0.074 mm含量占75%,经过双反浮选闭路试验流程可以获得P2O5品位33.97%,倍半氧化物之和(Al2O3+Fe2O3)2.23%,Mg O含量0.73%,P2O5回收率73.71%的磷精矿。BK432捕收能力强,形成的脱铝泡沫较脆,容易消泡,流动性好,为反浮选脱铝闭路流程创造了良好的前提条件。     

基于响应曲面法的某磷矿单一正、反浮选研究

云南某磷矿含P2O5 22.31%,Ca O 35.40%,Si O2 15.62%,属于高钙硅质难处理胶磷矿。根据其性质特点,采用响应曲面法对单一反浮选流程和单一正浮选流程的试验条件分别进行优化,对比两种浮选工艺流程效果。根据优化结果进行试验,得到反浮选实际浮选磷品位为28.63%,回收率为88.41%;正浮选实际浮选磷品位为29.17%,回收率为86.24%,与优化结果基本一致。由于反浮选上浮矿物量更少,浮选药剂用量更少,综合考虑,推荐使用反浮选。为进一步降低镁含量,根据优化结果进行闭路试验,所得磷精矿P2O5品位为31.17%,含镁0.73%,P2O5回收率为84.87%。     

放马山低品位胶磷矿常温正-反浮选试验

采用自主研发的新型常温正浮选药剂HX-1、反浮选药剂FM-1,针对放马山低品位胶磷矿(原矿P2O5品位14.96%,Mg O含量5.88%),常温下(1月份水温)采用一正一反一扫简单闭路浮选工艺流程获得了精矿P2O5品位28.32%、Mg O含量1.12%、精矿产率36.96%的良好浮选指标。该工艺流程简单,免去了现行浮选工艺中的蒸汽加温环节,大幅降低了选矿成本。     

磷矿尾矿选矿试验研究

湖北某磷矿尾矿P2O5品位为14.86%、MgO含量为4.01%,具有较高的回收利用价值.针对该矿样性质,采用正反浮选工艺对其进行富集回收,可获得P2O5品位29.05%、回收率81.04%、MgO含量0.96%的磷精矿,实现了磷矿尾矿的再利用.     

某低品位云母—长石型铷矿浮选试验研究

某低品位云母—长石型铷矿原矿品位Rb_2O 0.11%。为了回收该铷矿资源,采用浮选回收含铷长石、云母从而回收铷。试验研究结果表明,在酸性条件下,通过云母和部分易浮长石混合浮选—难浮长石浮选的闭路试验流程,可获得混合精矿品位为Rb_2O 0.3106%,回收率为54.24%,长石精矿品位为Rb_2O 0.2311%,回收率为37.08%,总铷精矿品位为Rb_2O0.2725%,回收率为91.32%的技术指标。     

胶磷矿正浮选抑制剂的研究

本试验在弱碱性条件下,对远安胶磷矿采用抑制剂抑制脉石矿物硅,后用捕收剂浮选磷的正浮选试验流程,取得了磷精矿P2O5品位27.80%、回收率86.20%的选矿指标,浮选精矿呈弱碱性,胶磷矿中的SiO2从24.19%降到7.84%,为在酸性条件下反浮选降镁元素的试验提供良好的原料。     

某高硅胶磷矿反浮选降硅研究

与常规的阳离子捕收剂做比较,对BK430在某高硅胶磷矿中反浮选脱硅的应用进行了试验研究。试验结果表明,在酸性条件下,磨矿细度为-74μm占55%,以BK430为脱硅捕收剂,对原矿反浮选脱镁的粗精矿经过一次粗选、五次精选全开路浮选流程,可以获得含P2O530.39%,含SiO212.79%的磷精矿,P2O5回收率为92.70%。     

某高硅胶磷矿反浮选脱硅研究

与常规的阳离子捕收剂做比较,对BK430在某高硅胶磷矿中反浮选脱硅的应用进行了试验研究。试验结果表明,在酸性条件下,磨矿细度为-74μm占55%,以BK430为脱硅捕收剂,对原矿反浮选脱镁的粗精矿经过一次粗选、五次精选全开路浮选流程,可以获得含P2O530.39%,含SiO212.79%的磷精矿,P2O5回收率为92.70%。     

贵州某铅细粒嵌布的高硫铅锌矿浮选工艺研究

针对贵州某铅和硫嵌布粒度细、硫含量较高的铅锌矿开展浮选工艺研究。结果表明,磨矿细度-0.074mm占60%,采用优先浮选流程,铅浮选流程为"一粗三精三扫"、锌浮选流程为"一粗三精三扫"、硫浮选流程为"一粗一精二扫",能获得合格精矿,铅精矿中铅品位43.29%、回收率78.33%,锌精矿中锌含量为44.90%、回收率91.21%,硫精矿硫含量为45.85%、回收率为58.99%。     

从萤石浮选尾矿中综合回收铷锡选矿工艺研究

对某萤石浮选尾矿进行了综合回收铷锡的选矿试验研究.采用"反浮选抛尾、铷锡重选分离、弱磁选除铁、浮选收铷"流程,最终获得了铷精矿Rb2 O品位0.44％、Rb2 O回收率49.74％,锡精矿Sn品位5.48％、Sn回收率20.36％,铁精矿TFe品位66.58％、TFe回收率1.37％的试验指标.     

某锂辉石矿强化浮选及综合利用试验研究

针对川西某伟晶岩锂辉石矿原矿性质复杂的特点,对其进行了强化浮选分离及综合利用试验研究。通过三种流程方案对比,确定最优的选别工艺"阶段磨矿-阶段选别-组合捕收剂强化浮选分离技术",可分别获得产率为5.26%的云母精矿;Li_2O品位高达6.20%,回收率为87.34%的锂辉石精矿。通过对浮锂尾矿进一步回收长石的选矿工艺流程试验,可以获得K_2O+Na_2O含量为11.33%,作业回收率为85.77%,全流程K_2O+Na_2O回收率达到50.57%,Fe_2O_3含量只有0.21%的长石精矿,在一定程度上实现了此类难选伟晶岩型锂辉石矿的综合利用。     

四川某中低品位磷矿反浮选试验研究

针对四川某中低品位磷矿矿样采用"一反一扫"的工艺流程进行脱镁试验,通过不同浮选条件和多种浮选药剂的对比试验,确定了浮选方案,并取得了较好的效果。原矿P2O5品位24.60%,MgO含量5.50%,精矿P2O5品位32.72%,回收率92.12%,精矿中MgO含量下降为0.78%。所得精矿达到了生产要求,为该磷矿的产业化开发提供了参考。     

改性黔产山茶油的浮选性能

山茶油经过化学改性制得磷矿捕收剂,研究它对某钙质磷矿的浮选性能。结果表明,在对原矿进行脱泥条件下,改性山茶油对某钙质磷矿进行浮选,精矿品位达到34.79%,P2O5回收率达到85.32%;在不脱泥条件下,浮选后精矿品位达到32.52%,P2O5回收率达到80.89%,均优于现有浮选药剂。     

浓浆高温法浮选某高钙低品位硅质胶磷矿试验

以含方解石37.85%、P2O5品位为16.78%的磷灰石粗精矿为研究对象,粗精矿再磨后浓缩高温处理,从粗精矿磨矿细度、混合抑制剂用量、混合捕收剂用量、浮选温度来探索该矿石最适宜的浮选条件,最终得到精矿P2O5品位为33.85%,回收率为88.85%的一级品磷灰石精矿。     

混合抑制剂对辉钼矿浮选的影响研究

辉钼矿中大量Al2O3、Si O2的存在不仅会影响辉钼矿浮选的效果,同时也增加了冶炼环节的能耗。为了降低这个影响,在辉钼矿浮选单因素实验的基础上,通过1段粗选、1段扫选、6段精选的开路实验流程,使用混合抑制剂最终得到钼精矿品位40.23%,回收率57.36%,钼精矿中Al2O3品位4.31%,回收率1.68%,Si O2品位14.25%,回收率0.94%。     

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。     

不同中矿处理方式对红柱石浮选回收的影响

通过浮选试验研究了两种不同中矿处理方式对某红柱石矿浮选的影响。结果表明,中矿集中返回粗选能够得到高质量的红柱石精矿产品。以石油磺酸钠与十二烷基硫酸钠为混合捕收剂,在酸性矿浆环境中采用1次粗选,1次扫选,4次精选,2次强磁选的流程,闭路试验得到Al2O3品位为55.56%、Al2O3回收率为27.58%的红柱石精矿。采用中矿集中再磨再返回的工艺流程,提高了红柱石精矿的质量和回收率,获得Al2O3品位为56.29%、Al2O3回收率为28.35%的红柱石精矿。     

某高滑石型铜硫矿选矿工艺研究

某硫化铜矿含铜0.65%、硫9.50%、Mg O 5.20%,属于高滑石硅酸镁夕卡岩型铜硫矿。由于矿石中黄铁矿和滑石含量较高,且滑石在磨矿过程中极易发生泥化,恶化浮选环境,造成现场铜浮选指标不理想。为了解决该铜矿中高滑石、高硫对铜浮选的影响,在工艺矿物学研究的基础之上,提出采用"SNA调整剂调浆-CMC抑制滑石-铜硫混合浮选-粗精矿脱药再磨-铜硫分离"工艺。闭路试验获得了铜品位25.71%、回收率82.13%的铜精矿,铜精矿含Mg O小于5%。工艺显著提高了铜回收率,并降低了铜精矿Mg O含量。