碳酸盐化硫化镍矿石浮选工艺研究

采用"一段磨矿一段浮选镍铜反浮选分离"与"两段磨矿两段浮选"流程选别碳酸盐化硫化镍矿石的研究和实践表明,"两段磨矿两段浮选"流程的选别效果优于"一段磨矿一段浮选镍铜反浮选分离"流程的选别效果,而且浮选作业次数少,药剂制度简单易行.     

滑石--碳酸盐化硫化镍矿石浮选工艺研究

通过一段磨矿一段浮选、镍铜反浮选分离与两段磨矿、两段浮选流程处理滑石——碳酸盐化硫化镍矿石的研究和实践对比,发现后一种浮选流程的精矿镍品位、回收率均优于前者,而且药剂制度简单易行。     

澳大利亚某低品位镍矿选矿工艺研究

针对澳大利亚某低品位镍矿进行了选矿工艺研究。在研究原矿物质组成及有用矿物的结构构造、粒度嵌布关系的基础上,对磨矿段数、磨矿细度、有用矿物的浮选方式、物料在不同粒度组成下的浮选工艺等进行了大量的探索研究。结果表明:采用两磨两选,镍铜混合浮选工艺流程,在原矿镍品位0.79%,铜品位0.89%,氧化镁11.12%的条件下,可获得如下指标:选别精矿镍品位为5.23%,铜品位为7.05%,氧化镁为6.87%,精矿镍回收率为68.28%,铜回收率为82.17%。     

提高铜及伴生金回收率选矿实践

在含金硫化铜矿石的选矿过程中采用两段磨矿,一段磨矿至≦0.074 mm≥65%进行铜硫混选作业,铜硫混合浮选产出的混合精矿分级再磨至≦0.045 mm≥85%进行铜硫分离作业.一段磨矿通过调整磨机补加钢球的球径配比,二段磨矿采用立磨机代替传统球磨机,提高磨矿效率,优化磨矿产品粒级分布,在选别过程中采用MA-1和MOS联合捕收剂代替黄药,铜硫分离作业降低石灰用量,使用选择性较好的Z200做为捕收剂,结合浮选柱液位调整精矿品位,有效提高铜及伴生金的回收率,充分利用资源,提高企业经济效益.     

红透山铜矿选矿工艺的进展

用阶段磨矿、部分混合浮选流程处理铜锌硫多金属硫化矿石，铜锌分离效果差，锌回收率低。两段磨矿，铜锌硫顺序优先浮选，辅以铜中矿再磨、锌精选尾矿脱硫、锌尾矿浓缩选硫等技术措施，实现了无抑制剂铜锌分离，使锌回收率大幅度提高。如果进一步加强细磨，使用混合捕收剂，技术经济指标还会有新的突破。     

攀西某铁矿选矿试验研究

采用3种流程方案(一段磨矿一段选别工艺流程、阶段磨矿阶段选别工艺流程和粗粒抛尾-一段磨矿一段选别工艺流程)对某全铁品位14.34%的铁矿进行选别。试验结果表明, 采用粗粒抛尾-一段磨矿一段选别-浮选脱硫工艺, 可以获得含铁62.85%、钒1.21%、铁回收率48.45%、钒回收率72.32%的优质铁精矿。该流程具有工艺合理、流程简单、生产成本低等优点, 是处理该铁矿较为合理的选矿工艺流程。     

某镜铁矿石选矿试验研究

某镜铁矿选矿厂原采用连续磨矿—单一强磁选流程,选别指标不理想,为此对其进行了阶段磨矿、强磁—反浮选流程试验研究,取得了精矿铁品位49.78%、回收率76.68%的良好选别指标。试验结果表明,磨矿粒度是影响选别指标的主要原因,阳离子反浮选对提高铁精矿品位和回收率有利。     

某镜铁矿石选矿试验研究

某镜铁矿选矿厂原采用连续磨矿—单一强磁选流程,选别指标不理想,为此对其进行了阶段磨矿、强磁—反浮选流程试验研究,取得了精矿铁品位49.78%、回收率76.68%的良好选别指标。试验结果表明,磨矿粒度是影响选别指标的主要原因,阳离子反浮选对提高铁精矿品位和回收率有利。     

国内某铜矿混选作业工艺条件分析

某铜矿整个选别流程中,混选作业铜、锌的回收率决定整个浮选流程的铜锌回收率,对浮选浓度、磨矿细度、浮选pH值、硫品位、浮选柱铜回收率和现场操作因素对指标的影响等进行了分析。     

两种选别齐大山铁矿石工艺流程的研究应用

目前选别齐大山铁矿石的工艺流程分别为“阶段磨矿、重-磁-阴离子反浮选”和“连续磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选”。介绍了两个工艺流程研究过程,分析了其特点,并进行了评述。     

硅酸化硫化镍矿石浮选工艺探讨

某硫化镍矿石中硅酸镍占总镍的36.9%.在条件试验、开路试验基础上,采用“磨矿细度73%-200目,碳酸钠作调整剂,丁黄药、丁铵黑药、2^#油一次粗选、三次精选、四次扫选”的浮选流程,获得了镍品位2.96%、铜品位3.61%的混合精矿,镍、铜回收率分别为45.25%、73.82%;还介绍了该工艺的生产实践和改造及发展.     

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%。     

安徽某钼矿浮选工艺研究

根据安徽某钼矿的矿石性质,进行了选矿试验研究.针对该辉钼矿嵌布不均匀、解离比较困难的特点,试验采用了粗选磨矿细度-0.074mm75%,水玻璃分散抑制矿泥脉石,钼硫混合浮选的工艺流程.粗精矿分别经过一段再磨和两段再磨后五次精选对比,结果表明,粗精矿采用一段再磨精选后便可获得合格钼精矿.在优化多种工艺条件的基础上进行了闭路试验,采用一粗二扫,粗精矿再磨,六次精选工艺便可获得钼品位50.30%、回收率81.18%的钼精矿.      

某钾化蚀变岩型低品位金矿选矿试验研究

对河北某钾化蚀变岩型低品位金矿进行了选矿试验研究。在磨矿细度-0.074 mm粒级占65%条件下, 采用一次粗选两次扫选一次精选闭路浮选, 获得了金精矿金品位43.47 g/t、金回收率82.70%的良好指标, 为现场清洁生产和矿产资源高效利用提供了技术依据。     

山东某原生金矿石可选性试验研究

对山东某原生金矿石进行了可浮性试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化.得出了粗选的最佳操作条件:磨矿细度-74μm 60%;活化剂CuSO_4150g/t;复合捕收剂LD-1 100g/t;起泡剂11号油20 g/t。在此条件下进行一次粗选、两次精选、两次扫选实验室闭路试验,可获得金精矿品位为73.46g/t、回收率为95.29%的较好指标,表明该原生金矿可以通过浮选达到顶先富集的目的。     

丹寨县某铅锌矿选矿试验

为给丹寨县某硫化铅锌矿石的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学研究基础上,采用优先浮铅再浮锌流程进行了铅锌选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%,铅粗选CaO用量为2 500 g/t、ZnSO₄+Na2SO₃为1 500+1 000 g/t、乙硫氮+丁铵黑药为10+10 g/t、2^#油为18 g/t,锌粗选CuSO₄用量为600 g/t、丁基黄药用量为130 g/t情况下,采用1粗1精1扫浮铅、1粗1精2扫浮锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铅品位为48.72%、含锌4.95%、铅回收率为89.21%的铅精矿,以及锌品位为45.89%、含铅0.72%、锌回收率为82.42%的锌精矿。     

西北某高磷磁铁矿选矿试验研究

选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明：湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。     

The galena flotation in function of grindability

This paper presents the results of industrial research of influence of grinding fineness on the results of galena mineral flotation from the ore of the mine “Rudnik.” Based on these results, it has been concluded that with one-stage grinding and one-stage classification of complex Pb-Zn-Cu ore galena is the most easily grinded mineral within the ore.