用旋流-静态微泡浮选柱反浮选磁选铁精矿

用旋流-静态微泡浮选柱和浮选机对某铁矿选厂含铁42.00%的低品位混合磁选铁精矿进行了提高精矿品位的反浮选对比小型试验,结果表明,同样是1次粗选,浮选柱精矿品位达67%左右,比浮选机高约3个百分点,但尾矿品位也较高。为此,对浮选柱进行了增设脉动磁系和稳流管的改进。改进后的浮选柱不仅保持了精矿品位高的优势,而且尾矿品位大幅度降低,1次粗选可使精矿品位达到67.85%,回收率为79.22%,而浮选机需经过一粗一精一扫3次选别才能获得与此相近的指标。     

弓长岭铁浮选尾矿浮选柱再选实验

针对弓长岭赤铁矿的浮选尾矿进行了磨矿—强磁选—中磁选预选实验，预选获得的磁选粗精矿铁品位为41.71%，产率为33.62%，铁回收率为84.21%；对比了浮选柱及浮选机粗选两种浮选工艺流程对预选粗精矿提质的影响。单因素实验结果表明浮选柱较佳工作参数为给矿压力0.08 MPa、充气量0.05 m³/h。经过浮选柱和两台浮选机组成的一粗一精一扫流程闭路实验，可以获得再选精矿产率为18.89%，品位为65.29%，铁回收率为74.07%的技术指标，相比于单一浮选机工艺的浮选铁品位和回收率，分别提高了0.27个百分点和2.61个百分点。     

柴山铅锌矿石旋流-静态微泡柱浮选试验研究

为进一步提高柿竹园柴山铅锌矿对现有资源的利用水平,以半工业型旋流-静态微泡浮选柱为分选设备,采用一段闭路磨矿（细度-0.074 mm含77%）、一粗一精优先浮铅、一粗一精再浮锌的工艺流程对柴山铅锌矿石进行了半工业选矿试验,获得了铅品位为62.79%、铅回收率为89.81%的铅精矿和锌品位为52.24%、锌回收率为90.46%的锌精矿,同采用浮选机生产的现场相比,不仅对其二粗三精二扫优先浮铅、一粗三精三扫再浮锌的工艺流程进行了简化,而且使铅精矿铅品位和铅回收率分别提高12.58和0.88个百分点、锌精矿锌品位和锌回收率分别提高1.98和8.95个百分点。     

浮选柱在微细粒锡石浮选中的应用研究

采用浮选柱对0.037~0.01 mm微细粒锡石进行了浮选试验研究,并对比了相同条件下浮选机和浮选柱的选别指标。结果表明,在给矿锡品位1.15%、浮选浓度30%条件下,经浮选柱一粗、一扫和一精作业,可获得锡品位25.50%、回收率82.46%的锡精矿;与浮选机相比,锡精矿品位可以提高8.0个百分点,回收率提高6.6个百分点。     

某白钨尾矿浮选工艺试验

某白钨矿浮选脱硫尾矿钨品位0. 085%,细度-0. 074 mm 70%,分布在-0. 043 mm粒级中的WO_3占74. 79%。为回收利用其中的钨,采用浮选机与旋流-静态微泡浮选柱两种设备对该白钨尾矿矿样进行浮选试验。结果表明,在适宜的浮选药剂制度下,固定浮选柱循环压力0. 10MPa,浮选柱1粗1精—浮选机1次扫选柱机联合闭路流程可获得产率2. 42%、WO_3品位4. 61%、回收率82. 65%的精矿,尾矿WO_3含量0. 024%,指标优于单一浮选机2次粗选和单一浮选柱1粗1精流程,因此该柱机联合浮选工艺流程可为该白钨尾矿提供一种可行的回收手段。     

白云鄂博萤石与稀土浮选分离试验研究

对白云鄂博萤石粗精矿进行了优先浮选萤石、尾矿再浮选稀土的试验研究。在最佳浮选药剂制度下,采用一粗三精两扫闭路流程回收萤石,得到了CaF₂品位95.11%、回收率84.09%的萤石精矿; 尾矿采用一粗一精浮选稀土,得到了REO品位63.06%、回收率67.92%的稀土精矿。研究成果为开发利用白云鄂博萤石粗精矿提供了一种新的思路。     

充填浮选柱在赤铁矿反浮选中的应用试验研究

根据充填浮选柱的优势,将加以充填介质的微泡逆流接触式浮选柱应用于赤铁矿的反浮选流程中,在操作条件和药剂制度条件试验的基础上,确定了一粗一精一扫的浮选流程。对于给矿品位为42.15%的混磁精矿,可以得到精矿品位为67.05%、尾矿品位为11.25%的选别指标,可为充填浮选柱在赤铁矿浮选流程中的应用提供一定的参考依据。     

东鞍山烧结厂浮选尾矿选铁试验

东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为29.42%,主要杂质为SiO2,为回收其中的铁矿物进行了一系列试验。结果表明：浮选尾矿在磨矿细度为-0.025 mm占95%的情况下,进行了1粗1精磁选,得到铁品位为48.39%的磁选精矿;磁选精矿在矿浆pH=11.5、温度为40℃,淀粉用量为900g/t,CaO用量为1 100 g/t,TD-2粗选用量为500 g/t、精选用量为200 g/t情况下进行1粗2精2扫、中矿顺序返回流程反浮选,反浮选精矿TFe品位较试验原料提高了37.03个百分点,达66.45%,TFe回收率达39.29%,主要杂质SiO₂含量由42.56%降至2.35%,达到了理想的铁回收效果。     

安徽某铜矿山浮选柱半工业试验

安徽某铜矿山现场采用优先浮铜-选铜尾矿磁选回收磁铁矿及磁黄铁矿-磁选尾矿浮选回收黄铁矿的工艺流程。浮选作业均采用常规浮选机,当原矿品位降低时,精矿铜品位难以达到设计指标。为提高铜精矿品位,在实验室试验的基础上,分别采用CCF型浮选柱和旋流-静态微泡浮选柱进行半工业试验。现场结果表明：采用浮选柱的精矿品位均高于同期现场精矿品位,其中CCF型浮选柱的精矿品位高达21.01%,比同期生产指标提高了2.9个百分点,旋流-静态微泡浮选柱的精矿品位为19.96%,比同期现场生产指标提高了1.05个百分点。说明CCF型浮选柱更适合于处理该矿石。     

CPT浮选柱精选小型分流工业试验研究

针对浮选柱对微细粒矿物浮选和提高精矿品位方面的优越性,结合大红山铜矿铜浮选工艺流程简单灵活性,在大红山铜矿二选厂采用从生产流程中分流出一部份矿浆进行CPT浮选柱试验,结合精选尾矿MLA测试研究浮选粗精矿再磨和不磨两种情况下取得的技术经济指标,得到粗精矿不磨流程浮选柱与浮选机相比,精矿品位提高了1.00个百分点；作业回收率提高了0.45个百分点。粗精矿再磨流程浮选柱与浮选机相比,精矿品位提高了3.62个百分点；作业回收率提高了0.74个百分点。     

柿竹园矿石中黑钨矿的柱浮选半工业试验

针对柿竹园多金属矿回收黑钨矿时浮选机浮选工艺存在的流程复杂、精矿品位较低问题,采用旋流-静态微泡浮选柱在现场进行了黑钨矿柱浮选半工业试验。试验结果表明,旋流-静态微泡浮选柱通过1次粗选、2次精选,所获黑钨精矿的品位为44.39%、回收率为86.82%,与现场1粗5精3扫浮选机生产相比,在省去3次扫选和减少3次精选的情况下,黑钨精矿品位提高11.45个百分点,同时回收率提高3.52个百分点。     

广东大宝山选厂尾矿回收铜、硫工艺试验

为综合回收广东大宝山选厂尾矿中的铜、硫资源,针对尾矿中残留大量浮选药剂的特性,采用螺旋溜槽预富集—铜硫混合浮选—粗精矿再磨—高碱抑硫浮铜原则流程进行了选矿工艺研究。试验结果表明:采用1粗2扫溜槽丢尾、1粗1扫铜硫混浮、1粗2扫2精铜硫分离流程处理该矿石,最终获得了铜品位为18.72%、浮选作业回收率为74.00%的铜精矿,硫品位为38.38%、作业回收率为88.23%的硫精矿。     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

某含银铅锌矿的浮选工艺试验研究

针对某含银铅锌多金属硫化矿进行了优先浮铅、浮铅尾矿浮锌的铅锌分离工艺条件试验研究,实现了铅锌分离及银在铅精矿中的综合回收。对于铅品位2.44%、锌品位3.05%、银品位76.2 g/t的原矿,采用一粗两精两扫浮铅及一粗两精两扫浮锌的流程,最终获得了铅品位56.60%、铅回收率87.10%、含银1 460.69 g/t的铅精矿,及锌品位44.25%、锌回收率91.79%的锌精矿。研究结果为该矿产资源的合理开发利用提供了试验依据。     

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。     

新疆某铅锌矿浮选试验

针对铅品位为2.25%、锌品位为9.67%的新疆某铅锌矿,进行了在不改变原有工艺的前提下,通过改变药剂制度来提高选矿指标的浮选试验。通过采用新型组合抑制剂T9+硫酸锌,组合捕收剂D421+酯-114抑锌浮铅,获得了较好的铅指标;经过1粗2精1扫的优先浮铅和1粗2精1扫浮锌流程,最终获得了铅精矿品位为71.52%、回收率为82.35%,锌精矿品位为58.42%、回收率为87.26%的满意试验指标。     

河北某泥化黄铜矿浮选脱泥-微泡浮选试验研究

为提高选别回收率, 采用浮选脱泥、泥砂分选流程对河北某泥化黄铜矿进行了选矿试验研究。对于含泥泡沫, 以CMC与酸化水玻璃为组合抑制剂, 通过一粗三精二扫浮选柱浮选试验, 实现了该泥化黄铜矿的浮选分离, 最终获得精矿铜品位19.79%; 对脱泥尾砂进行后续再磨浮铜探索试验, 最终尾矿品位可降至0.11%左右。     

新疆某铅锌矿浮选试验

针对铅品位为2.25%、锌品位为9.67%的新疆某铅锌矿,进行了在不改变原有工艺的前提下,通过改变药剂制度来提高选矿指标的浮选试验。通过采用新型组合抑制剂T9+硫酸锌,组合捕收剂D421+酯-114抑锌浮铅,获得了较好的铅指标;经过1粗2精1扫的优先浮铅和1粗2精1扫浮锌流程,最终获得了铅精矿品位为71.52%、回收率为82.35%,锌精矿品位为58.42%、回收率为87.26%的满意试验指标。     

某低品位金矿半工业性浮选柱探索试验研究

针对青海某高含泥微细粒浸染型含砷、碳低品位金矿粗选回收率低、流程冗杂、尾矿细粒级金损失严 重的问题，在原矿工艺矿物学研究和工艺考察的基础上，开展了半工业性浮选柱探索试验研究。结果表明：采用浮 选柱粗选，常规浮选机 1 精 1 扫浮选联合工艺，可获得最终精矿金品位 27.31 g/t、综合回收率 80.32 %的试验指标。 该生产工艺对国内同类型矿山精简流程、强化细粒级回收效果具有一定的借鉴意义。     

贵州织金某铅锌矿石浮选试验

贵州织金某低品位铅锌矿石铅品位1.50%,锌品位较低,仅0.92%,铅、锌主要以方铅矿和闪锌矿的形式存在,嵌布粒度较细,与脉石紧密共生。为合理开发利用该矿石,按优先浮选铅再选锌的原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 74%的条件下,以SN-9+丁胺黑药为铅浮选组合捕收剂,丁基黄药为锌浮选捕收剂,1粗1精抑锌浮铅—浮铅尾矿1粗2精1扫浮锌、中矿顺序返回的闭路试验可获得铅精矿品位49.21%、回收率89.38%,锌精矿品位44.67%、回收率62.82%的良好指标,实现了该矿石中铅、锌的回收利用。