用复式浮选柱从中等粒度砾石产品中浮选粗粒硅石

在美国佛罗里达州中部的一个磷酸盐矿山的扩大试验中,用复式浮选柱从中等粒度砾石产品中浮选粗粒硅石.扩大试验中固体给料速率为3.77～4.81 t/h,胺用量为0.16～0.46 kg/t.用回水时的最佳胺用量为0.3 kg/t.当中等粒度砾石产品给料BPL含量为40～45,酸不溶物含量为38%～45%时,获得的浮选精矿BPL含量可提高到56～61,酸不溶物含量降至16%～22%,BPL回收率为85%～90%.试验结果表明,复式浮选柱是用于从中等粒度砾石产品中浮选粗粒硅石的一个有效装置.本文叙述和讨论了在与粗粒砾石产品混合前对中等粒度砾石产品进行选别的优点.     

一种组合抑制剂在光卤石正浮选中的使用效果

青海格尔木盐湖地区在采用冷分解—正浮选工艺从高钙低钾光卤石地表矿生产氯化钾产品的过程中,以单一羧甲基纤维素钠(CMC)作为浮选工序的抑制剂,存在水不溶物得不到充分抑制,产品质量差,KCl回收率也低的问题。为此,将1种阳离子聚胺类药剂W与CMC组成组合抑制剂,比较了其与单一CMC在格尔木盐湖地区高钙低钾光卤石地表矿冷分解产物浮选过程中的使用效果。试验结果显示:采用单一CMC时,1粗1扫所得浮选粗精矿的平均KCl含量为53.41%、平均水不溶物含量为4.98%、平均KCl回收率为93.50%,水不溶物的平均抑制率为73.46%;而采用CMC+W组合抑制剂时,所得浮选粗精矿的平均KCl含量为57.86%、平均水不溶物含量为2.84%、平均KCl回收率为95.53%,水不溶物的平均抑制率为85.82%。两者相比,后者的水不溶物抑制率提高了12.36个百分点,同时所获浮选粗精矿的KCl含量和回收率分别提高了4.45和2.03个百分点,从而证明了后者不仅具有更强的抑制能力,而且具有更好的选择性。     

柱-机联合流程处理某铅锌矿石试验

为确定浮选精选作业用CFC浮选柱替代机械搅拌浮选机的效果,对Pb、Zn品位分别为1.92%和1.68%的某铅锌硫化矿石的机械搅拌浮选机粗精矿进行了1次精选效果对比试验,并进行了柱-机联合流程开路和闭路试验。结果表明:(1)CFC浮选柱1次精选铅、锌的选矿效率较机械搅拌浮选机分别高9.84、11.86个百分点,与机械搅拌浮选机相比,铅锌精选作业次数至少可分别减少1次。(2)在一段磨矿细度为-0.074 mm占70%,铅粗精矿、锌精矿1再磨细度均为-0.038 mm占70%的条件下,采用柱-机联合开路试验流程(仅最后1次精选用CFC浮选柱)处理矿石,可获得铅品位为62.35%、含锌4.25%、铅回收率为77.78%的铅精矿,以及锌品位为59.35%、含铅1.32%、锌回收率为49.86%的锌精矿;采用柱-机联合闭路试验流程处理矿石,可获得铅品位为53.66%、含锌4.60%、铅回收率为94.74%的铅精矿,以及锌品位为52.86%、含铅1.45%、锌回收率为79.60%的锌精矿。(3)采用柱-机联合流程处理矿石,不仅可取得理想的生产指标,而且可简化流程、减少设备数量和场地面积、节能降耗、便于生产管理。     

射流浮选机在锌精选作业中的应用

简述了射流浮选机工作原理,重点描述了射流浮选在锌精选中的应用情况。700 t/d的硫精矿提质及回收锌车间采用射流浮选机作为精选设备,粗精矿经立式搅拌磨再磨后给入射流浮选机进行精选,经过3次精选后,锌品位由粗精矿中的12%～18%提高到精矿中的33%～40%。生产实践中锌精矿综合指标为:锌品位为38.68%,锌回收率为70.06%,铅含量为10.92%;提质硫精矿锌+铅的综合含量为1.08%。实践证明射流浮选机适用于细粒矿物浮选,且性能优越。     

阿勒泰某铜铅锌矿提铅降锌浮选工艺

为降低铅精矿中锌的含量,同时实现铜铅的有效分离,采用铜铅混浮—混浮尾矿选锌的工艺流程,以石灰和硫化钠抑制黄铁矿及部分难免离子,乙硫氮和Z-200浮选铜铅矿物。铜铅粗精矿再磨,细度达到-38μm占85%后,采用硫化钠与活性炭联合脱药,组合重铬酸钾与CMC抑制铅矿物,以Z-200浮选黄铜矿,获得含铜20.13%、含铅6.02%、铜回收率85.09%的铜精矿和含铅48.56%、含锌7.54%、铅回收率77.35%的铅精矿,使铅精矿的锌含量由15%降低到7.54%。     

敲震细筛

为了提高磁铁矿精矿品位,降低硅含量,以前大都是采用阳离子反浮选法。这种方法虽然能将含铁65.5%的精矿提高到67.5%,SiO_2含量从6%降低到4%,但药剂费用较大,成本较高。使用本发明的D.S.M筛可达到与浮选相同的效果,而生产费用显著降低,根据大规模的应用表明,其作业费用仅为浮选的1/3～1/7。另外,采用细筛可避免矿物过磨。本发明的方法是以不同粒级中含铁矿物粒子的多少为基础。曾经用磁选精矿进行过湿筛     

某难选铜锌硫化矿选矿试验研究Ⅱ

某难选铜锌硫化矿含锌4.88%,含铜0.36%,含硫24.16%,该矿石锌矿物为铁闪锌矿,磁黄铁矿含量高,铁闪锌矿难浮且与磁黄铁矿可浮性相近,分离难度较大。通过四种选矿流程方案的对比试验,采用磁选脱磁黄铁矿-锌浮选流程,获得了含锌42.31%,含铜0.096%,锌回收率85.52%的锌精矿,浮选指标和经济性均较好,在此基础上,增加锌精矿磁选-磁选粗精矿再磨再选流程,可获得高品位锌精矿,锌品位48.04%、锌回收率83.38%,实现锌矿物更有效的回收。     

铅锌矿降砷浮选试验研究

阐述了高砷高银铅锌矿石降砷和综合回收银的浮选试验结果。试验结果表明 ,以混合药剂作捕收剂 ,石灰作砷黄铁矿的抑制剂 ,采用优先浮选流程 (选厂生产流程 ) ,可有效地降低铅、锌精矿中的砷 ,并将贵金属银富集在铅精矿中 ,得到较好的经济和社会效益     

山东某选矿厂铜锌混合精矿分离研究

山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。     

内蒙古某难选铜锌硫化矿浮选分离试验研究

针对内蒙古某铜锌硫化矿中次生硫化铜矿物含量高、部分锌矿物与铜矿物之间共生关系密切和铜锌分离难的问题,试验研究采用铜锌等可浮、混合精矿再磨后铜锌浮选分离、锌浮选的工艺流程,以CY为调整剂消除矿石中次生铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子对锌、硫矿物的活化作用,应用选择性好的铜矿物捕收剂WR,实现铜锌的有效分离。试验室闭路试验获得的浮选指标为:铜精矿中含铜25.28%、铜回收率为81.50%,含锌7.33%;锌精矿平均含锌44.38%,锌总回收率为82.57%。