某微细粒难选铁矿选矿试验研究

某铁矿为微细粒弱磁性铁矿,有用矿物主要是赤铁矿和磁铁矿,脉石矿物主要是石英．在磨矿中产生许多矿泥,影响其可浮性．采用重选、磁选、浮选、选择性絮凝和磁化焙烧等工艺处理该矿石．结果表明,采用选择性絮凝脱除矿泥,阳离子反浮选工艺最合适．在原矿含铁45．27％的情况下,获得铁品位59．67％,回收率78．84％的铁精矿．     

某微细粒难处理金矿石选矿试验研究

某微细粒难处理金矿石有价元素金品位为2.75 g/t,其主要载金矿物黄铁矿嵌布粒度较细。针对矿石性质,开展了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占84.96%时,采用碳酸钠、水玻璃和硫酸铜作为矿浆调整剂,Y-89和丁铵黑药作为组合捕收剂,MIBC作为起泡剂,闭路试验可获得较好指标,金精矿金品位31.61 g/t、金回收率81.39%。     

某微细粒难处理金矿石选矿试验研究

某金矿石中金品位1.92 g/t,金属矿物主要为黄铁矿、毒砂和闪锌矿等,脉石矿物主要为白云母、石英、黑云母、长石、高岭土等。矿石中金矿物粒度细小,大部分金矿物与硫化物密切共生,部分微细粒金矿物与脉石矿物密切共生。采用单一浮选或氰化等常规工艺处理,金回收率较低。通过采用浮选—氰化联合工艺,获得了较好的选矿技术指标:浮选闭路流程金精矿产率9.83%、金品位12.37 g/t、金回收率63.65%,浮选尾矿氰化金回收率22.09%,金总回收率85.74%。     

新疆南部某难选磁铁矿的选矿试验研究

介绍了对新疆南部某难选磁铁矿的选矿试验研究,探索在现有选矿技术条件下,开发利用该矿的有效手段。试验研究结果表明:该矿石为磁铁矿型铁矿石,磁铁矿粒度微细,细磨是获得较好选别指标的关键。主要脉石矿物石英、黑云母因常呈集合体产出,工艺粒度较粗,因此建议采用粗粒抛尾,阶段磨选的工艺。     

江西某微细粒嵌布贫磁铁矿选矿试验研究

针对该铁矿中磁铁矿嵌布粒度微细、磁性铁矿含量较低等特点,采用阶段磨矿阶段选别的流程,最终得到铁精矿铁品位为67.38%,铁的回收率为48.95%。     

某微细粒浸染难选金矿石新工艺试验研究

某低品位金矿石类型低硫半氧化微细粒浸染,常规选矿方法难以回收其微细粒金．工艺矿物学显示其脉石包裹金占总金的23．05％,采用全泥氰化浸出、细磨浮选等工艺回收率低．试验结合工艺矿物学研究,采用超细磨技术,使连生体得到充分解离,联合全泥浸出提金工艺,得到了浸出率为94．33％的良好指标．与常规氰化浸出相比金浸出率提高了近25％．     

云南羊拉某低品位细粒级难选铜矿选矿试验研究

云南羊拉某硫化铜矿原矿含铜0.80%,原矿中黄铜矿平均粒度为33.91μm,属低品位细粒级难选铜矿。本文对云南羊拉某低品位细粒级难选铜矿采用粗选添加新型高效捕收剂Hnys-5,一次粗选、三次扫选作业获得铜粗精矿;粗精矿再磨作业中添加适合低碱浮选环境的高效无毒、清洁生产的特效抑制剂YC,粗精矿再磨后采用新型高效混合捕收剂Hnys-6,一次粗选、三次扫选、二次精选、精矿经过弱磁选的选矿工艺研究,小型闭路试验获得铜精矿中铜品位18.49%,回收率84.15%的选矿指标。     

某细粒浸染高易浮脉石难选钼矿选矿试验研究

针对某含高易浮脉石矿物的细粒浸染难选钼矿进行了选矿试验研究。原矿中钼的赋存状态主要以微细粒的辉钼矿为主,部分辉钼矿呈细小微晶或者是片状单晶与白云母、绢云母、滑石等易泥化的层状硅酸盐脉石矿物共生。针对以上特性,试验确定了钼硫混浮-钼硫分离的工艺流程,通过药剂制度的优化,获得如下选矿指标:钼精矿含钼32.150%、含硫35.17%,钼精矿中钼回收率达61.120%;硫精矿中含钼0.550%、含硫39.420%,硫精矿中硫回收率为64.415%。     

陕西某微细粒高硫磁铁矿选矿工艺研究

针对陕西某微细粒磁铁矿中部分磁铁矿与极微细脉状脉石矿物互层交互嵌布、含硫高、处理难度大的特点,在工艺矿物学研究的基础上提出了原矿粗碎磁滑轮抛尾—磁选抛尾—磁粗精矿再磨浮选脱硫—浮硫尾矿磁精选联合流程。全流程试验可获得铁品位65.15%、含硫0.11%、铁回收率73.10%的铁精矿,以及硫品位25.12%、硫回收率30.67%的硫精矿。     

甘肃某细粒级难选金矿的浮选试验研究

介绍了某微细粒级嵌布的金矿石的选矿工艺,根据工艺矿物学研究的结果,浮选试验经过强化分散矿泥、强化浮选过程、粗精矿再磨等技术措施,在原矿含金1.88 g/t的条件下,获得了金精矿的品位35.20 g/t,回收率91.89%的良好指标。     

某难选铅锌矿的选矿试验研究

某铅锌矿石铅锌矿物与脉石矿物共生关系复杂、嵌布粒度较细,矿石比较难磨,锌矿物及脉石矿物比较易浮,采用常规的浮选药剂,铅、锌精矿互含高,精矿品质低。原矿中主要金属矿物Pb品位为0.78%、Zn品位为5.55%;试验研究所确定采用原矿添加石灰磨至-0.074 mm占85%后,铅经一次粗选、一次扫选、四次精选产出铅精矿(铅粗精矿再磨至0.045 mm占95%),选铅尾矿锌浮选,经一次粗选、一次扫选、三次精选产出锌精矿和尾矿的工艺流程。添加新药剂T8、D88、酯-18;最终获得了铅精矿铅品位60.50%、回收率76.26%,锌精矿锌品位50.77%、回收率为87.40%的较好指标。     

某难选氧化铜铅矿选矿试验研究

云南某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.40%、含银41.61 g/t,铜的氧化率69.59%、铅的氧化率68.33%,是一个氧硫混合铜铅矿。针对该矿石氧化率高的特点。进行了不同硫化剂、工艺流程来回收氧化铜和氧化铅的试验研究。试验结果表明以硫化钠为氧化铅的硫化剂,以D2为氧化铜的硫化剂,可实现氧化铅与氧化铜的有效选别与分离,得到的氧化铜精矿铜品位25.29%,回收率44.49%,含银1044.90 g/t;氧化铅精矿铅品位55.71%,回收率41.99%,含银364.7 g/t。     

广西某难选金矿选矿试验研究

针对该矿石的性质,研究了磨矿细度、浮选药剂制度等条件对金浮选指标的影响。试验结果表明：采用T3作为调整剂,A3与丁基黄药组合使用作为捕收剂,最终获得的金精矿品位为50.99 g/t,金的回收率为97.25%,结果较为满意。     

某难选赤褐铁矿选矿试验研究

某难选赤褐铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质硫、磷、砷含量较低。为了开发利用该铁矿资源,对其进行了选矿试验研究。原矿性质分析可知,铁品位为38.79%,铁矿石中赤铁矿占77.67%,褐铁矿占12.27%。条件试验研究表明,原矿经加煤粉还原焙烧后磨矿,再进行一次粗选、一次精选、一次扫选的磁选试验,最终可获得铁品位为61.53%,回收率为75.22%的铁精矿产品。     

安徽某难选萤石选矿试验研究

安微某萤石矿为方解石-石英型萤石矿,脉石矿物主要为方解石和石英,针对该矿的矿石性质,采用酸化水玻璃(WG)和BK为抑制剂,RF-806为捕收剂,经一粗一扫七精,中矿顺序返回闭路流程,可以获得CaF_2品位为95.21%,回收率为84.35%的萤石精矿。     

某难选铜钼矿选矿试验研究

对某难选铜钼矿石的分选工艺进行研究,浮选过程中矿浆粘度增大,导致精矿产率上升,精矿品位低,浮选困难。试验采用一次粗选、三次精选、三次扫选闭路浮选流程,通过优化药剂制度,较好的回收了金属铜、钼,可获得铜钼混合精矿铜品位18.24%,回收率81.65%,钼品位1.28%,回收率49.61%,浮选指标令人满意。     

某难选钨矿石选矿试验研究

主要介绍了某难选钨矿石选矿试验研究的方案对比、工艺流程、工艺条件和指标，阐述了重─磁─重、磁─重粗选流程和浮─磁─电精选流程及所获指标。在粗选中对层至～0．5mm粒级钨试料采用湿式强磁选机一次选别或螺旋溜槽一次选别，即可丢弃产率分别为80．11％和65、6％的尾矿，此可大为减化流程，亦为本试验研究的一大特点。此次试验最终获得含WO3为6831％～70．04％、钨回收率为63．98％～6769％的符合国标一级Ⅲ类和Ⅰ类品的黑钨精矿和含WO3为27．19％～30．52％、钨回收率为13.95％～7．38％的钨中矿，试验工艺流程较为适应复杂的矿石性质，试验指标较高，为贫细杂难选钨矿石的有效分选开辟了一条新途径。     

某难选钼矿的选矿试验研究

对某碳酸岩脉型钼矿床含铅钼矿石的原矿性质的研究结果表明,矿石物质成分复杂,原矿含铅高,钼铅相互浸染,嵌布粒度微细,属于难选矿石。通过对钼铅混合浮选和抑铅浮钼优先浮选两种工艺流程的对比试验研究,结果表明,采用混合浮选-混精多段磨矿脱铅的工艺流程有助于提高钼铅分离效果,获得钼和铅的良好选别指标。     

某难选铜铁矿选矿试验研究

某含硫铜铁矿磁黄铁矿含量较高,使用常规抑制剂石灰抑制硫,铁精矿中硫含量超标。原矿中铜品位0.35%,铁品位28.95%,硫品位9.84%,铜大部分以黄铜矿形式存在,还含有少量的墨铜矿,铁主要以磁铁矿形式存在。使用新型抑制剂WDF-3作抑制剂,不仅能较好的抑制硫,而且后续铁精矿降硫时,较易被活化脱除。采用先浮选铜→浮选尾矿磁选→磁选粗精矿再磨再选→铁精矿浮选硫,中矿依次返回的闭路试验流程,获得铜精矿中Cu品位19.58%,回收率为74.05%,硫精矿中S品位50.21%,回收率81.59%,铁精矿中Fe品位64.89%,回收率53.87%,获得较好的选别指标。     

河北某难选金矿选矿试验研究

针对河北某金矿矿石自然金粒度大小不等、嵌存状态复杂的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程回收金取得了较为理想的指标。尼尔森选矿机处理一段磨矿产品回收中粗粒金,获得品位291 g/t、回收率26.71%的重选金精矿。尼尔森中矿并入尾矿一起再磨至-0.074 mm占85%,以丁基黄药和M-钠盐组合捕收剂强化金的浮选,获得品位122.7 g/t、回收率62.35%的浮选金精矿,金总回收率达到89.06%。相比单一浮选流程,金回收率提高3.57%。