某钨多金属矿尾矿伴生萤石综合回收选矿试验

某钨多金属矿尾矿中伴生萤石含量为25.07%,为了有效回收该萤石资源,实现资源的综合利用,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：以油酸钠作捕收剂,酸化水玻璃+六偏磷酸钠作为抑制剂,采用1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后7次精选,中矿1、中矿2返回扫选,其余中矿顺序返回的闭路流程,可获得CaF₂品位为94.89%、SiO₂含量为1.55%、CaCO₃含量为0.34%、CaF₂回收率为68.12%的萤石精矿,达到了综合回收萤石资源的目的,经济效益显著。     

从湖南某钨多金属矿尾矿中回收伴生萤石试验研究

对湖南某钨多金属尾矿进行了综合回收萤石的浮选试验研究.实验室试验采用一粗一扫四精浮选流程,结合萤石高效浮选药剂,获得了萤石品位96.39％、总回收率62.65％的萤石精矿;新工艺工业试验获得萤石平均品位87.62％、平均回收率59.64％的萤石精矿指标,浮钨尾矿中伴生的萤石资源得到了高效综合回收.     

矽卡岩型低品位多金属矿资源的综合回收

磨矿回路中用重选溜槽和环保型混汞法提取成品金工艺,浮选尾矿再用磁选法回收铁精矿的做法,在沂南金矿产生了很好的经济效益和社会效益,对矽卡岩型低品位多金属矿的综合回收有一定的借鉴意义。     

矽卡岩型低品位多金属矿资源的综合回收

磨矿回路中用重选溜槽和环保型混汞法提取成品金工艺 ,浮选尾矿再用磁选法回收铁精矿的做法 ,在沂南金矿产生了很好的经济效益和社会效益 ,对矽卡岩型低品位多金属矿的综合回收有一定的借鉴意义     

内蒙古某多金属矿尾矿回收萤石实验研究

内蒙古某多金属矿浮选尾矿中含有萤石资源,由于受前期钨锡浮选药剂和矿石嵌布特性的影响,萤石浮选精矿品位最高为92%,回收率30%左右,尾矿中萤石资源未能有效回收。本研究通过预先磁选抛废提高萤石入选品位,采用有机抑制剂HG-1代替酸化水玻璃,在原料CaF₂品位17.65%的条件下,获得CaF₂品位97.26%,回收率63.15%的高品质萤石精矿,实现了该尾矿中萤石资源的综合回收。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。     

湖南某多金属矿尾矿萤石选矿新工艺研究

研究从湖南某多金属矿尾矿中回收萤石的高梯度磁选—脱泥—浮选新工艺,采用高梯度磁选除去该尾矿中的磁性矿物,非磁性物料进入旋流器脱泥,脱泥后的物料进入萤石浮选作业。试验结果表明,采用该工艺选别CaF_2含量22. 67%的多金属矿尾矿,可以获得CaF_2含量95. 03%,回收率70. 11%的萤石精矿。     

提高低品位含金多金属矿选别指标和综合回收铜、硫的生产实践

为了提高低品位含金多金属矿的选别指标，通过合理的ｐＨ值控制、捕收剂的混合使用和磨矿细度等工艺条件的合理选择，获得了较好的生产指标，并由单一金属矿物的回收到多种有用矿物资源的综合利用，从而大幅度地提高了矿山的经济效益。     

某低品位单一石英型萤石矿的可选性试验研究

某单一石英型萤石矿含Ca F2 21.55%,Si O2 61.78%,属于低品位萤石矿。在工艺矿物学研究基础上,以常规药剂碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂,BK-410作捕收剂,采用"1粗6精2扫"的浮选工艺流程,小型闭路试验获得萤石精矿Ca F2品位95.37%,回收率为85.82%的FC-95级别的萤石产品,较好地回收了萤石矿物。     

湖南某低品位萤石矿浮选试验研究

以湖南某低品位萤石矿为研究对象,确定先混合浮选去除石英、再浮选分离萤石与重晶石的工艺流程,在混合浮选试验与分离浮选试验的基础上进行开路与闭路试验,获得CaF2品位为95.36％、CaF2回收率为82.83％的萤石精矿与CaF2含量仅为3.19％的重晶石精矿.     

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。     

云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究

试验矿样取自云南某地的低品位氧化铜矿,原矿品位0.68%,研究了该铜矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿中铜的品位达到25.96%,回收率达到76.62%;与此同时,伴生银的品位达到264.2g/t,回收率达到57.16%。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位氧化铜矿。     

从低品位铁尾矿中磁选回收铁的试验研究

通过对低品位铁尾矿进行弱磁场、强磁场分选试验研究,得到了产率在15.33%以上、铁品位为62%的铁精矿,且铁回收率也高达34.30%。在低品位铁尾矿回收铁的研究上取得了较好的效果,对提高资源利用率,有着十分重要的经济、社会意义。     

某细粒级低品位铜钼矿选矿工艺技术研究

某矿石中铜、钼含量较低,辉钼矿的嵌布粒度很细,且部分粗粒辉钼矿结晶较差,回收钼的难度较大。通过流程方案对比,采用选择性捕收剂BK322,通过铜钼混合浮选—粗精矿再磨的工艺流程,闭路试验获得了铜品位16.18%、钼品位11.98%、铜回收率82.39%、钼回收率72.43%的铜钼混合精矿,铜钼混合精矿经铜钼分离,最终获得含钼46.94%、钼回收率65.33%的钼精矿和含铜20.88%、铜回收率81.81%的铜精矿。     

低品位含金硫化矿选矿试验研究

根据矿石性质,采用混合浮选工艺流程处理某低品位含金硫化矿,在原矿金品位1.03 g/t的条件下,通过添加新型抑制剂DPS强化易浮细粒脉石的上浮和加强含金矿物的活化,大幅度提高了选矿试验指标,金品位由15.25 g/t提高到17.17 g/t,金回收率由91.96%提高到94.55%。     

河南某低品位银铅锌多金属矿选矿试验研究

为降低河南某低品位银铅锌多金属矿生产成本、增加经济效益,在详细的工艺矿物学研究基础上,进行了智能预选、工艺流程及参数优化试验。结果表明,适宜的智能预选粒度范围为15～50 mm,抛废率为25.03%,Pb、Zn和Ag的品位提高至1.07%、1.15%和202.4 g/t,分别提高了25.88%、17.35%和15.08%;采用铅锌依次浮选工艺流程回收铅锌,银富集至铅、锌精矿中,铅浮选工艺流程为“一粗三精一扫”,锌浮选流程为“一粗两精一扫”,最终可获得Ag品位和回收率分别为6 863.8 g/t和56.21%、Pb品位和回收率分别为52.64%和87.52%的银铅精矿,Ag品位和回收率分别为1 496.8 g/t和11.50%、Zn品位和回收率分别为45.28%和65.20%的锌精矿。同时可看出,自主研发的新型捕收剂XYS-1对本矿石具有较好的适用性。研究结果为低品位银铅锌多金属矿的开发利用提供了新的思路和借鉴。     

从高含碳酸钙钨多金属矿浮选尾矿中回收白钨矿

对某高含碳酸钙钨多金属矿的铜钼铋浮选尾矿进行白钨矿回收试验研究。该浮选尾矿WO₃含量为0.43%,碳酸钙含量为44.62%,是白钨矿—方解石型难选白钨矿。研究了以氢氧化钠作矿浆pH调整剂配合抑制剂水玻璃和捕收剂731的常温浮选工艺回收白钨矿,并对白钨粗精矿进行了加温精选—酸浸的试验研究,以提高钨精矿品位。最终确定采用常温浮选—钨粗精矿加温精选—钨精矿酸浸工艺流程,常温浮选闭路试验获得含WO₃ 4.89%、WO₃回收率为84.66%的白钨粗精矿,白钨粗精矿经加温精选—钨精矿酸浸获得含WO₃ 63.25%、回收率78.84%的合格钨精矿。实现了该高含碳酸钙铜钼铋浮选尾矿中白钨矿的高效回收。     

某高砷金、铜、钴、锡、铋多金属矿石选矿工艺研究

该多金属矿石矿物组成复杂,矿石中富含金、铜、钴、锡、铋、硫等有价元素。根据矿石性质,采用"优先选铜,砷、硫、铋混浮,砷、铋—硫分离,浮选尾矿摇床重选回收锡"的选矿工艺流程,较好地解决了该多金属矿的选矿难题,获得了较理想的经济技术指标。     

大冶铜录山低品位氧化铜矿石预处理-磨矿浮选的研究

铜录山建矿近40午，由于低品位（含CU＜1％）氧化铜矿石选矿难题未解决，致使大量矿石堆存或废弃．本研究采用原矿预处理-磨矿浮选工艺流程，硫化钠、改性黄药（KD4）与复合油（W-2号）联用，从含0．96％CU（钢氧化率98％，结合铜占有率28％），0．75g／t　AU（包裹金占23％）的矿石中浮选出优质钢精矿，品位33．15％CU，24.96g／tAU，对原矿的铜回收率64.53％，金回收率63．11％，并为进一步从铜尾矿综合回收钱精矿创造良好条件．     

西藏某超低品位铜钼矿强化浮选工艺技术研究

西藏某铜钼矿铜品位0.29%,钼品位0.0082%,属超低品位铜钼矿。该矿石中主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿等,脉石矿物主要有石英和白云母。根据矿石性质,本文研究在粗选时使用新型高效硫化矿捕收剂BKAP,精选时使用新型高效黄铁矿抑制剂BKYN,采用全开路-多次粗选工艺流程,对矿石中的含铜矿物进行强化浮选捕收,最终实验室小型闭路试验获得了铜品位20.11%,铜回收率80.43%的铜精矿,其中含钼0.51%,钼回收率73.18%。