某氧化铅锌矿选矿试验研究

某铅锌矿矿石含有铅、锌有价组分和可综合利用的组分银。矿石矿物组成较为复杂,氧化率高,为氧化铅锌矿石。试验表明,采用优先浮选分选硫化铅、硫化锌、氧化铅矿物可获得较好的分选指标,但浮选法分选氧化锌矿物指标较差。通过分选工艺的研究,采用原矿粗磨(细度-200目占60%～70%),优先浮选—重选—磁选联合流程,可以获得较好的选矿指标。     

瓦斯泥物料性质及选别方法的试验研究

试验研究表明，瓦斯泥主要有用成分为铁矿物，以赤铁矿和磁铁矿的形式存在；采用单一的磁选、重选、浮选方法铁矿物均不能得到充分有效地回收，而采用联合选别流程获得了较好的指标，推荐了重选－反浮选－磁选联合选别的原则流程。     

攀西地区氟碳铈矿选矿工艺研究

氟碳铈矿选矿需要解决两个问题：一是稀土矿物与其伴生矿物钙、钡、锶矿物的分离技术。二是微细粒稀土矿物回收技术。本研究确定的粗——细分选,重——浮联合流程、浮选药方及其与之相适应的浮选工艺以及Ｌ１０２和Ｌ１０８主、付捕收剂混合药方,在ＰＨ＝７．５～８．５范围,加少量水玻璃,可获得高品位,高收率稀土精矿。     

牦牛坪氟碳铈矿选矿工艺

本文依据稀土矿石粒度特征及其物理、化学性质，研究了矿粒群间各矿物可选性差异，应用粗细分选技术和物理选矿与化学选矿相结合的方法回收氟碳铈稀土矿。粗粒矿群中的氟碳铈稀土矿用重选方法回收，中粒矿群中的氟碳钢稀土矿用磁选方法回收，微细粒矿群中的氟碳钓稀土矿用浮选方法回收，此方法用于耗牛坪稀土矿的选矿可获得REO=62-70％、稀土总回收率80-85％的优质稀土精矿。     

宜昌低品位胶磷矿筛分分级微差密度重介质分选技术

为了解决低品位胶磷矿重介质选矿关键技术,根据其工艺矿物学特性,在查清矿石的矿物组成、矿物的赋存状态以及嵌布特征的基础上,研究了低品位胶磷矿筛分分级微差密度重介质可选性关键技术以及工业应用,建立一套年处理１２０万吨原矿的工业化生产装置,该装置集分选精度高、稳定控制分选密度,具有回收与净化介质功能,有效减少介质消耗、密度变化、矿介分离的不稳定性. 通过筛分分级微差密度重介质选矿,工业上采用无压给料三产品重介质旋流器,有效介质密度控制系统,实现了微密度差下高密度２．８０～２．９０ ｇ/ｃｍ３难重选宜昌磷矿的分选,获得精矿品位五氧化二磷２８．４４％,尾矿品位小于１０％. 与选择性破碎筛分分级相结合,回收中间产品,提高资源的回收率,综合回收率达到８3％ 以上.     

采用磁选和重选回收废旧电路板中的金属

采用磁选和重选联合工艺回收废旧印刷电路板中Fe、Cu、Al、Pb、Zn、Sn和Ni等金属。结果表明,采用干法磁选工艺,可回收的铁磁性物质约占废旧电路板质量分数的8．23％,重液分选可使金属与非金属有效分离,采用磁选和重选联合工艺可使Fe、Cu、Pb、Zn、Ni和Sn的回收率分别达到约100％、80％、65％、75％、88％和56％。     

铜镍尾矿浮选柱再选试验研究

为回收铜镍矿工业尾矿的镍金属元素,实现对贫细难选硫化镍矿的高效分选,以旋流-静态微泡浮选柱为分选设备,采取二粗三精的浮选工艺流程,入料镍品位为0.234%,得到镍精矿品位为2.615%,镍尾矿品位为0.219%.利用扫描电镜和能谱仪检测分选样品的种类及元素含量,采用自动定量分析测试系统MLA检测样品矿物组成和单体解离度,结果表明,损失在尾矿中的镍元素主要是呈细小粒状或脉状嵌布于脉石矿物中的镍黄铁矿、氧化镍以及部分难以用浮选方式回收的微细粒级镍黄铁矿单体,旋流静态微泡浮选柱对＜O.043mm矿物回收能力和选择性较强,易选粒级镍黄铁矿单体基本得到回收.     

低碱度下组合抑制剂对铅铁硫化矿的抑制性能及作用机理

纯矿物试验表明，在碱性条件下DS YD对黄铁矿有抑制作用，而对方铅矿则没有抑制作用；人工混合矿物和实际矿石试验结果证实，用石灰调浆到pH=9，组合抑制剂DS YD能有效实现方铅矿和黄铁矿的浮选分离，精矿含Pb57．89％，铅回收率达到84．78％，并且不影响锌的浮选效果．矿物表面黄药吸附量测定结果表明，组合抑制剂对不同矿物表面竞争吸附能力的差异是低碱度矿浆条件下实现有效分选的主要原因．     

微细粒重选技术研究

微细粒重选设备的开发,是回归微细粒重矿物的有效方法。在高心力场内回收微细粒颗机,可强化分选效果。分别介绍了多重力分选机、Knelson选矿机、微细粒重心跳汰机的特点。针对现有细粒重选设备的不足之处,探讨了微细粒重选的发展思路。     

某钨钼矿的选矿工艺试验研究

某钨矿为含钨矽卡岩型矿石,采用浮选方案,分选回收钼、钨．着重研究了731氧化石蜡皂白钨常温浮选工艺．并获得高质量的钼、钨精矿．钼精矿品位46．12％,回收率76．87％;白钨精矿含W0370．18％,回收率85．31％．     

某铜铁矿选矿工艺研究

主要针对某铜铁矿矿石性质,研究其选矿工艺流程,最终确定选铜回路采用浮选工艺流程,浮选药剂为石灰和丁基黄药;选铁回路采用磁选工艺流程方案。最终铜精矿品位为20.53%、回收率94.50%,铁精矿品位58.54%、回收率72.30%,获得了较好的试验指标。     

钒钛磁铁矿浮钛时残余钛磁铁矿的影响(英文)

我国钒钛磁铁矿资源丰富,最具代表性的攀枝花地区钒钛磁铁矿的选矿多是经弱磁选铁后,磁选尾矿再选钛.用于选钛的矿石中主要含钛矿物是钛铁矿,但仍有少量残余的钛磁铁矿.在磁选尾矿的浮选中,钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,同时由于残余磁铁矿的剩磁较大,加之磨矿加剧了磁团聚,部分脉石会随钛磁铁矿一起进去精矿,从而影响品位和回收率,也造成药剂的浪费.钒钛磁铁矿浮钛时残余钛磁铁矿有十分不利的影响,应在浮选前采取多次弱磁处理,尽量把钛磁铁矿去除干净.     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁(TFe)含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标:精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁（TFe）含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标：精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

攀枝花钛精矿浮选新工艺研究

针对攀钢选钛厂现有流程复杂、钛铁矿回收率低等问题,提出了"弱磁除铁—浮选脱硫—钛浮选"的全粒级选别新工艺流程。该工艺流程简单,试验指标理想。小型试验获得了钛精矿(TiO2)品位47.4%,钛回收率45.8%的选矿指标。试验中发现:原矿中的钛磁铁矿、入选细度和矿浆的pH值等因素对浮选指标有较大的影响。     

The pulp electrochemistry of flotation separation for stibnite-arsenopyrite bulk concentrate

In the thermodynamics, for flotation separation of the Sb-As bulk concentrate system there is no potential extent using butyl xanthate as collector. However in the kinetics, there exists 150 mV in reducing potential of butyl dixanthogen on the surface of stibnite and arsenopyrite. In this paper, their reducing kinetic difference of electrochemistry was confirmed by pure mineral flotation under controlled potential, the artificial Sb-As bulk concentrate flotation separation and UV-spectrophotometic analysis. The electrochemical separation of Sb-As bulk concentrate has been carried out. qualified concentrate has been obtained. Sb-concentrate contains Sb 49.44 %, As 0.44 %, Sb-recovery is 87.83 % and As-concentrate contains As 10.96 %, As-recovery is 94.66 %. Synopsis of the first author Ou Leming, Doctoral student, born in May 1964, majoring in the flotation electrochemistry of sulphide minerals and the potential-control flotation column.     

Beneficiation studies on recovery and in-depth characterization of ilmenite from red sediments of badlands topography of Ganjam District,Odisha, India

This paper deals with the recovery of ilmenite mineral from red sediments of badlands topography and suggested flowsheet with material balance. The results of these investigations reveal that the red sediment samples contain 33.2% total heavy mineral, in which ilmenite mineral concentrate is 28.71% (by weight). The ilmenite concentrate recovered from red sediment sample by physical beneficiation process, which included scrubbing, desliming, gravity concentration, magnetic and electrostatic separation, contains 99.41% grade with 97.3% recovery. The ilmenite mineral concentrate recovered from red sediments is also suitable for industrial applications. The characterization studies on ilmenite reveal that the TiO₂ percentage is marginally increasing from 46.69% to 47.86% with increasing magnetic intensity from 0.46 to 1.55 T.     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

一种风化低品位铁矿石的可选性试验

随着铁矿资源的日益贫乏,对低品位矿石的开发利用成为选矿的发展趋势。山东省某矿业公司矿石属于风化程度较高的低品位铁矿石,样品粒度为10～0mm,含水量1％～2％。根据试样的性质和风化矿分选的经验,采用干式磁选抛尾、干选粗精矿再磨再选的试验流程,获得品位为66％的精矿产品,对低品位铁矿石的开发利用具有一定的借鉴意义。