某细鳞片石墨柱浮选新工艺研究（增刊）

黑龙江某细鳞片石墨矿采用浮选工艺进行选别,采用改进后的KYZB型浮选柱,对生产现场中不同浮选作业的矿浆,进行了充气量、给矿速度等不同浮选条件下的鳞片石墨柱浮选新工艺研究。研究结果表明,相比于浮选机,KYZB型浮选柱精矿回收率偏低,但是可以获得固定碳含量更高的浮选精矿。通过浮选柱产品的粒度筛析,查找了回收率偏低的原因和鳞片石墨柱浮选的重要影响因素。     

浮选柱在磁赤混合铁矿反浮选中的试验研究

采用微泡逆流接触式浮选柱对某赤铁矿选厂的低品位混磁精矿进行了提高精矿品位的反浮选试验研究。通过条件试验确定的浮选柱操作条件为给矿速度847mL/min,给矿浓度35%,充气量4.0m3/h,泡沫层高度30mm;药剂用量为NaOH 1250g/t、淀粉1200g/t、活化剂CaO 600g/t、捕收剂GK-58 650g/t。结果表明,给矿品位为42.15%的磁选精矿,经过浮选柱一次粗选即得到精矿品位为65.82%、回收率62.79%的良好选别指标。试验数据可为赤铁矿浮选流程中浮选柱的应用提供一定的参考依据。     

白钨浮选尾矿回收萤石低温浮选试验研究

针对某地白钨浮选尾矿进行萤石低温浮选回收,在矿浆温度为12℃的条件下,试验室小型闭路试验获得的指标为:萤石浮选给矿CaF2含量为24.53%,CaCO3含量为6.25%;萤石精矿中CaF2含量为95.12%,回收率为58.07%,CaCO3含量为0.44%。在萤石浮选给矿CaF2含量为22.34%的条件下,工业试验获得萤石精矿中CaF2含量为93.70%,回收率为38.10%,CaCO3含量为1.40%。     

基于浮选柱的煤泥综合回收利用

采用浮选柱对张家峁井田煤矿煤泥进行浮选综合回收利用研究,分别进行了矿浆浓度试验、磨矿细度试验、煤油用量试验、2~#油用量试验、给矿速度试验、回水利用对比试验、浮选机与浮选柱对比试验,研究结果表明:矿浆浓度、2~#油用量、煤油用量对指标影响较大,采用浮选柱进行煤泥浮选所得指标优于浮选机所得指标,且有生产稳定、处理量大、生产成本低等优点。最终能够得到的指标为精矿产率71.32%,精煤灰分8.11%,尾矿产率28.68%,尾煤灰分40.99%,浮选完善度指标为46.50%,分选指标理想。     

用非常规浮选柱浮选低品位尾矿中的细粒金

本项工作介绍了富集比高的改进型3PC浮选柱(或三产品浮选柱)在高强度调浆(HIC)条件下处理含金尾矿的试验结果.3PC浮选柱可以选择性的分选泡沫,分离出品位低的矿粒(从泡沫上脱落的产品或第三个产品),因此在各种情况下,3PC浮选柱都可以获得商品位精矿.3PC浮选柱有两个冲洗水系统.浮选已解离的金尾矿时,金的回收率为15%,品位大于160 g/t,富集比高达120.3PC浮选柱浮选回收低品位(金品位0.15～0.4 g/t)、解离度差的尾矿中的金时,可以生产出金回收率为12%、金晶位为13 g/t的租精矿.在操作条件相同条件下常规浮选柱不能获得这样好的结果.HIC作为给矿的预处理,可以进一步提高浮选柱浮选过程中的选择性和回收率,改善浮选过程的动力学特性.对浮选柱和HIC可以用浮选柱的质量传递和界面现象(金-金颗粒、金-载体颗粒的相互作用)来解释获得的结果.讨论了3PC浮选柱处理贵金属浮选尾矿潜在的商业应用前景.     

细粒难选石英型萤石矿低温浮选试验研究

针对某地萤石矿中萤石与石英嵌布粒度细,低温(15℃以下)条件下萤石回收率低,精矿产品质量差的问题,试验研究采用一次粗选、一次扫选、七次精选,精选一段浮选精矿再磨再浮的工艺流程,以自主研发的ZYM为萤石低温浮选捕收剂,在矿浆温度为5~10℃的条件下,试验室获得的选矿指标为萤石给矿Ca F232.52%,精矿中Ca F297.55%、Si O21.36%,萤石回收率为76.67%;在矿浆温度为10℃的条件下,工业生产指标为萤石给矿Ca F230.14%,精矿中Ca F296.37%、Si O21.81%,萤石回收率为71.67%。     

低品位细粒锡石浮选试验研究

针对矿石磨矿后锡石泥化严重、重选回收率低的问题,对重选给矿-74μm粒级进行了锡石浮选试验研究,以Y-11作硫铁矿活化剂、MA作硫铁矿的捕收剂进行脱硫,碳酸钠为pH调整剂,水杨羟肟酸、氧肟酸、P86为锡石捕收剂,一次浮选可获得锡粗精矿品位1.81%、作业回收率80.86%,再用浮选柱精选可获得锡精矿品位10.41%、作业回收率为84.13%的良好指标。     

浮选柱在微细粒锡石浮选中的应用研究

采用浮选柱对0.037~0.01 mm微细粒锡石进行了浮选试验研究,并对比了相同条件下浮选机和浮选柱的选别指标。结果表明,在给矿锡品位1.15%、浮选浓度30%条件下,经浮选柱一粗、一扫和一精作业,可获得锡品位25.50%、回收率82.46%的锡精矿;与浮选机相比,锡精矿品位可以提高8.0个百分点,回收率提高6.6个百分点。     

粗细粒级差异化给矿对浮选柱选别性能的影响

粗细粒级矿物具有不同的浮选特性,浮选柱主要应用于精选作业的细粒级矿物分选,对粗颗粒矿物回收率较低,限制了浮选柱的应用。在泡沫层分选理论的基础上,以纯石英矿物(纯度大于99%)为代表矿样,将其分成150~280μm和-15μm粗细粒级两个组分,采用Ф100 mm×2 000 mm浮选柱开展试验考察粗细粒级差异化给矿对选别性能的影响。在一个试验中将粗细粒级矿物混合给入浮选柱泡沫层之下进行常规浮选,在另一个试验中将粗细粒级矿物差异化给入浮选柱泡沫层之上和泡沫层以下分别进行泡沫层分选和常规浮选。试验对比结果表明,粗细粒级差异化给矿提高了浮选柱精矿回收率,对粗颗粒矿物回收效果提升更为显著。     

微泡浮选柱控制专家系统的开发与应用

开发浮选柱控制专家系统,利用其对浮选柱关键参数一液位高度、气体表观速度、精矿淋洗水及矿浆表观速度进行调节,实现了浮选柱自动稳定控制.利用工控计算机、PLC及其扩展模块、超声波-浮球联动液位计及相关检测仪器,对气体表观速度、精矿淋洗水进行开环控制.对浮选柱的液位高度、矿浆表观速度和尾矿流量实施闭环控制.工业生产实践表明,该专家系统稳定性好,应用于微泡浮选柱,可动态监控和调节浮选柱工作参数,有效提高浮选柱工作效率,作业回收率提高了1.58%,精矿产品质量更加稳定,同时实现了浮选柱操作的自动化与智能化.     

细粒钽铌矿选矿工艺流程及药剂研究

本工艺先采用湿式高梯度磁选机预先丢弃 70 %以上的低品位尾矿 ,再用苯甲羟肟酸与辅助捕收剂WT2 组合浮选细粒级钽铌矿 ,当浮选给矿品位Ta2 O50 .0 2 9% ,可获得品位Ta2 O50 .882 %、回收率 88.45 %的浮选精矿 ,基本解决了细粒级钽铌矿回收技术难题。将浮选精矿用弱磁—浮硫—重选方法进一步分离获得品位Ta2 O513 .5 3 %的钽铌钨精矿 ,作业回收率 89.2 5 % ,对浮选给矿回收率 78.94%。     

某磁选铁精矿浮选柱阳离子反浮选试验

冀东某选矿厂磁选铁精矿粒度较细（-0.074 mm占91.60%）,铁矿物单体解离度高达94.4%,且在细粒级明显富集。为了进一步提高该精矿铁品位,以现场流程精矿为试样、以微泡逆流接触式浮选柱为分选设备、以GE-609为阳离子反浮选捕收剂,进行了提铁降硅试验。结果表明,在粗选给矿浓度为35%、给矿速度为893 mL/min、GE-609用量为60 g/t、充气量为2.0 L/min、泡沫层高度为30 cm情况下,采用1粗2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可获得铁品位为68.12%、铁回收率为98.88%的铁精矿,尾矿铁品位仅为9.92%,表明微泡逆流接触式浮选柱和阳离子捕收剂GE-609适用于该试样的反浮选提铁降硅。     

金碲化物的浮选柱粗选

为了评价从含金和碲化物的硫化矿石中回收金的浮选柱浮选指标,并比较浮选柱浮选与普通机械搅拌式浮选的指标,进行了中间设备的试验研究。用60升的玻璃浮选柱进行了试验,给矿是从同时进行的常规半工业试验设备的细磨浮选给料中分出的,因此,可以直接比较两种工艺。在试验期间,详细研究了冲洗水速度、充气量、泡沫层厚度、停留时间和流量偏差的影响。矿石的平均食品位(试验的)约为5克/吨,含1％硫。金在黄铁矿中主要以亮碲金矿(Au_2Fe_3)包裹体的形式产出,少量为自然金。浮选时间为60分钟的普通浮选(4段粗选),金回收率约为97％,精矿金品位约为50克/吨。浮选时间为25分钟的一段浮选柱粗选,金回收率达到普通浮选回路的回收率(97％),而其精矿金品位为150克/吨以上。     

浮选柱优化难选金矿流程的探索性试验研究

针对某选矿厂改造中存在的厂房空间有限、浮选机浮选时间不足的问题,展开多作业段的浮选柱适应性试验研究,以期在有限的空间条件下延长浮选时间,提升选矿效率。试验分别在中矿再磨再选、尾矿再选、三段给矿选别和精矿段四个作业段进行了试验研究。结果表明中矿再磨再选浮选柱流程可获得较高的精矿品位,但回收率较低;而浮选柱在尾矿再选试验中能够显著提升金精矿品位;给矿和精选作业段的试验中,浮选柱也能明显地提升金的回收率或是精矿品位。改造中可将浮选柱与浮选机组成"柱—机联合配置",从而提升选矿厂整体选别效率。     

海南某赤铁矿柱式反浮选试验

为了提高海南某赤铁矿选厂的磁选精矿品位,进行了旋流-静态微泡浮选柱阴离子反浮选试验研究,通过条件试验确定的浮选柱给料速度为230 mL/min,捕收剂用量1 800 g/t,粗选循环泵压力0.14 Mpa,浮选浓度38%,粗选浮选柱吸气量1.0 m³/h。试验结果表明：在给矿品位49.44%的条件下,采用脱硫+1粗1扫反浮选流程,获得了精矿产率为57.37%、铁精矿品位62.62%、铁回收率72.66%的较好指标。试验体现了浮选柱在赤铁矿浮选中分选流程短和分选效率高的优势。     

给矿管充气浮选柱：第一部分：批量和连续试验

为了在实验室和选厂评价人矿管充气浮选柱已研究出一个系统程序。在批量试验中，矿浆从浮选柱底部通过外部充气器连续循环，然后收集不断增我的泡沫产品。在连续作业中，通过改变给矿量和空气量获得品位－回收率曲线。对这两种浮选柱作业方式的选择性数据进行了比较。     

起泡剂对硫化矿浮选的影响

研究了起泡剂MIBC、BK201、松醇油及2-乙基己醇对石英及黄铁矿单矿物浮选行为的影响, 并进行了实际矿石浮选试验。单矿物试验结果表明: 石英通过泡沫夹带进入浮选精矿, 而黄铁矿通过疏水上浮和泡沫夹带的双重作用进入浮选精矿。不同起泡剂作用下, 精矿中泡沫水回收率越高, 石英和黄铁矿的浮选回收率越高, 不同起泡剂对石英和黄铁矿具有不同的夹带效果, 使石英和黄铁矿浮选回收率最高的起泡剂分别为BK201和MIBC。实际矿石浮选试验表明: 浮选产率、精矿品位及回收率与泡沫水回收率密切相关, 泡沫水回收率增大, 精矿产率增大, 而品位降低。选择合适的起泡剂能够增加硫化矿物的回收率并降低石英的回收率, 获得较好的浮选分离效果。     

在含碳酸盐的铜矿石浮选回路中用酸处理中矿和粗精矿

研究了在最终浮选前用硫酸漫出浮选中矿和粗糟矿对浮选最终指标的影响.这个方法可以有效地应用在现有的浮选回路中,以提高难处理的黑色页岩的铜矿石的浮选效果.用硫酸浸出浮选给矿可以选择性地分解碳酸盐脉石矿物,使硫化矿物选择性解离,从而提高浮选指标.试验结果表明,与浮选未酸浸出的给矿相比较,浸出浮选给矿中50%～70%的碳酸盐矿物后,最终浮选精矿品位和回收率得到大幅度提高.酸浸产品由石膏、可溶于水的硫酸镁和二氧化碳气体组成.反应中放心的二氧化碳气体有利于在矿浆中创造非氧化气氛,阻止硫化矿物中的金属溶解出来.几种不同给料的扩大浮选试验结果充分证明了浮选给矿硫酸浸出对浮选所起的良好影响.浮选给矿的硫酸预浸出工艺的应用不仅可大幅度提高浮选指标(精矿铜和银的回收率及晶位),而且使冶炼中产生的难以销售的硫酸得到合理的利用.     

某细鳞片石墨柱浮选新工艺研究

黑龙江某细鳞片石墨矿采用浮选工艺进行选别,采用改进后的KYZB型浮选柱,对生产现场中不同浮选作业的矿浆,进行了充气量、给矿速度等不同浮选条件下的鳞片石墨柱浮选新工艺研究。研究结果表明,相比于浮选机,KYZB型浮选柱精矿回收率偏低,但是可以获得固定碳含量更高的浮选精矿。通过浮选柱产品的粒度筛析,查找了回收率偏低的原因和鳞片石墨柱浮选的重要影响因素。     

不同中矿处理方式对红柱石浮选回收的影响

通过浮选试验研究了两种不同中矿处理方式对某红柱石矿浮选的影响。结果表明,中矿集中返回粗选能够得到高质量的红柱石精矿产品。以石油磺酸钠与十二烷基硫酸钠为混合捕收剂,在酸性矿浆环境中采用1次粗选,1次扫选,4次精选,2次强磁选的流程,闭路试验得到Al2O3品位为55.56%、Al2O3回收率为27.58%的红柱石精矿。采用中矿集中再磨再返回的工艺流程,提高了红柱石精矿的质量和回收率,获得Al2O3品位为56.29%、Al2O3回收率为28.35%的红柱石精矿。