广西某选厂细泥锡石浮选试验

广西大厂某选厂细泥锡石锡品位为1.05%,以BY-9为捕收剂、纤维素为抑制剂,对其进行了脱硫—浮锡试验,获得了锡品位为23.09%、回收率为70.63%的锡精矿,为我国细粒锡石的浮选提供借鉴。     

内蒙古某铜锡硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。     

含硫低品位细粒锡尾矿的回收试验研究

广西某细粒锡尾矿中锡、硫品位分别为0.27%和2.05%,具有一定的综合回收价值,但锡石的嵌布粒度较细且共生关系较复杂,回收难度较大。为提高该尾矿中锡的回收效果,基于矿石性质特点,采用脱硫—浮锡工艺对锡进行回收。试验以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂和松醇油为起泡剂,采用一粗一扫一精的浮选流程对尾矿中的硫化物进行脱除;以水玻璃和氟硅酸钠为抑制剂、苄基胂酸为捕收剂,采用一粗一扫一精的浮选流程对锡石进行回收,获得的锡精矿锡品位和回收率分别为2.95%和55.81%。此外,为进一步提高锡的回收率,在脱硫—浮锡试验基础上,添加了聚合氯化铝作为选择性絮凝剂,可获得锡品位3.05%、回收率为60.66%的锡精矿,结果表明,在选择性絮凝剂的作用下锡的回收效果得到了一定改善。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

采用重浮联合工艺回收低品位微细粒锡石

研究悬振锥面选矿机对微细粒锡石的选别效果,确定悬振锥面选矿机盘面转动频率、盘面回旋振动频率及给矿量等主要技术参数。采用先重选后浮选的联合工艺,重选精矿浮选采用BY-9作捕收剂,BY-5抑制脉石矿物。给矿品位在0.282%条件下,通过悬振锥面选矿机预先富集,粗精矿再浮可获得含Sn 42.49%、回收率为48.46%的锡精矿。     

云锡卡房铜硫浮选尾矿中细粒锡石的回收

云锡个旧卡房公司铜硫浮选尾矿锡品位为0.35%,主要含锡矿物锡石不仅嵌布粒度微细,与脉石矿物嵌布关系紧密,而且可浮性或密度也与脉石矿物较接近,导致现场的单一重选工艺仅能获得锡品位为6%左右、锡回收率为50%左右的锡精矿。为高效回收该尾矿中的锡资源,采用浮选—重选工艺进行了选矿试验。结果表明:通过1粗2精2扫闭路浮选,可获得锡品位为8.26%、锡回收率为83.51%的浮选锡精矿;浮选锡精矿通过1次摇床重选,可获得锡品位为40.70%、回收率为68.95%的重选精矿,以及锡品位为1.72%、回收率为14.56%的重选尾矿,该重选尾矿可作为烟化工艺回收锡的原料。因此,试验确定的工艺流程是该尾矿的高效选锡流程。     

从玻利维亚某锡尾矿中综合回收银、锡的选矿新工艺研究

采用预处理除杂—银浮选—重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305,最终获得了银品位4 500 g/t、银回收率73. 63%的银精矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮选—重选联合的选锡工艺流程,获得了锡品位48. 37%、锡回收率52. 38%的锡精矿,实现了尾矿中有价金属的综合回收。     

从重选钨锡粗精矿中回收铜锌的研究

先用活性炭脱药, 再采用先浮铜后浮锌的优先浮选工艺, 从某钨锡多金属矿重选钨锡的粗精矿中回收铜锌。浮铜时采用石灰、硫酸锌和水玻璃作抑制剂, Dy和丁铵黑药作捕收剂, 浮锌时采用硫酸铜作活化剂, 石灰和水玻璃作抑制剂, 丁黄药作捕收剂, 在给矿铜锌品位分别为1.42%和2.78%时, 获得铜精矿品位23.85%、回收率90.02%, 锌精矿品位45.02、回收率85.18%的指标。     

某摇床尾矿中细粒锡石的回收试验

某摇床尾矿中细粒锡石一直难以回收,在矿石性质研究并借鉴相关经验的基础上,采用预先脱硫—浮锡的工艺,在充分脱除黄铁矿的基础上,以MX为捕收剂,P86为辅助捕收剂,木质素磺酸钙为脉石抑制剂,可获得锡精矿品位3.58%,回收率81.93%的指标。     

CS-6捕收剂用于车河选矿厂锡石浮选试验研究

随着原矿性质的变化,为了提高生产指标,寻找到更适合大厂矿区锡石浮选的药剂,在实验室开展了浮锡捕收剂CS-6在车河选矿厂细粒级锡石浮选试验研究。研究表明,采用CS-6回收锡,在一次粗选、二次精选、三次扫选的试验流程下,得到锡精矿产率为3.65%,品位为18.43%,回收率为88.58%,较在同等条件下使用BY-9,精矿产率高0.31%,锡回收率高7.64%。     

铜镍硫化矿石直接浮选小型试验研究

采用部分优先浮铜—铜镍混浮—铜镍分离的阶段磨选流程对某地高铜低镍硫化矿石进行了小型试验研究。结果表明 ,在碳酸盐介质中BY - 5是含镁脉石矿物的有效抑制剂 ;YD组合药剂可在低碱介质中实现铜镍分离 ,并获得较好分选指标     

某低品位高磷钒钛磁铁矿综合回收铁磷试验研究

对某地低品位钒钛磁铁矿中的铁及伴生磷进行了综合回收试验研究。结果表明:采用阶段磨矿、阶段选别的弱磁选-浮选联合工艺流程,不仅能有效选别磁铁矿,还可综合回收该资源中伴生的磷;可以获得铁品位64.81%、回收率58.04%的铁精矿及产率(以浮选给矿为原矿计)8.38%、品位P2O533.50%、回收率92.18%左右的优质磷精矿。     

重选—浮选工艺回收云南某硫化铅尾矿中的微细粒锡石

采用重选—浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。该矿泥化严重,首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响,并能增加浮选给矿锡品位,离心选矿可以使锡品位富集5倍以上,作业回收率达到87.4%。离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿采用碳酸钠为pH值调整剂和分散剂,BY-9和P86为组合捕收剂,CMC为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65%的指标。研究结果表明利用离心选矿机进行脱泥富集,采用重选—浮选联合工艺对微细粒锡石具有较好的选别效果。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

重浮联合分选高品位硫精矿试验研究

研究了以浮选-重选-浮选工艺流程分选黄铁矿的可行性, 确定了旋流器分选黄铁矿的最佳参数和旋流器溢流浮选的最优条件。研究表明: 使用旋流器处理浮选得到的粗选精矿, 在合适的参数配置下, 旋流器沉砂硫品位大于46.5%, 成为合格精矿; 微细粒的旋流器溢流经过一粗一精两次浮选, 也能得到硫品位大于47%的精矿; 两种精矿混合, 即可得到单一的高品位硫精矿产品。本流程不仅极大地提高了分选效率, 同时因为旋流器能耗低、无需用药剂等特点, 使得生产成本得到有效控制。     

浮选柱在某选矿厂铜镍分离作业中的应用实践

为改善某选矿厂一期和二期生产线浮选过程能耗高、指标波动大、自动化程度低的现状,将在工业试验阶段运行良好的浮选柱应用到三期新建浮选系统中。针对浮选柱系统投产后存在的问题,进行了合理地适应性工艺改进,将铜镍分离浮选工艺优化为一次粗选、三次扫选、四次精选的柱机联合流程,使铜镍互含指标基本达标,同时降低了电能消耗,提高了浮选生产效率,为浮选柱在铜镍分离作业中的进一步推广运用奠定了基础。     

旋流-静态微泡浮选柱浮选萤石试验研究

介绍了旋流-静态微泡浮选柱的结构和原理,并利用该设备对柿竹园钨粗选尾矿矿石进行了萤石浮选实验研究。研究结果表明:该浮选方法可获得CaF2含量大于96%的优质萤石矿物。利用旋流-静态微泡浮选柱在工艺条件及药剂制度与常规浮选基本相同的情况下,采用一粗三精流程即可达到常规浮选机一粗八精的浮选目标,简化了流程,降低了成本。利用浮选柱回收萤石有广阔的应用前景。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

湖南某高硫低品位铜矿选矿试验研究

对湖南某Cu品位0.11％、S品位12.85％的高硫低品位铜矿进行了选矿试验研究.采用磁选?浮选联合工艺,先磁选脱除大部分磁黄铁矿,降低其对后续铜回收的影响,再经过一粗一扫两精铜浮选,最终获得了铜品位25.48％、铜回收率71.31％的铜精矿.