广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。     

内蒙古某低品位铜镍矿石选矿试验

为确定内蒙古某低品位铜镍矿石的开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的金属矿物主要为黄铁矿、紫硫镍矿、黄铜矿,脉石矿物主要有斜长石、辉石、角闪石,橄榄石及绿泥石少量。紫硫镍矿多以细粒状伴生在黄铜矿附近,有时与黄铜矿、黄铁矿或单独以几何状充填在脉石矿物骨架中,节理清晰,粒度以中细粒为主,一般为0.30~0.003 mm。黄铜矿多单独产于脉石中,部分与黄铁矿或紫硫镍矿共生,与紫硫镍矿共生关系密切,以他形粒状为主,以中细粒为主,一般为0.30~0.03 mm。矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫优先浮铜,再2粗2精1扫浮镍流程处理,最终获得铜品位为14.76%、铜回收率为82.15%的铜精矿,镍品位为5.86%、镍回收率为84.27%的镍精矿。铜精矿、镍精矿均达到Ⅴ级品质量标准。     

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．     

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.     

西南某低品位硫化铅锌矿选矿试验研究

西南某低品位铅锌矿石铅品位为2.99％、锌品位为1.57％,伴生银品位为10.80 g/t,铅、锌均主要以硫化物的形式存在.为高效开发利用该低品位矿石,对原矿分别进行了重液浮沉试验及浮选条件试验研究.结果表明:①针对-12 mm原矿进行重液浮沉试验,在重介质悬浮液密度为2.7 kg/m3时,密度大于2.7 kg/m3产...     

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。     

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%。     

某高镁难选低品位胶磷矿浮选工艺研究

针对某高镁难选低品位胶磷矿的矿物学特点,在查明试样多元素分析和目的矿物成分的基础上,进行了大量条件试验,确定了最佳的工艺参数,采用反浮选工艺流程,针对含P2O517.60%的原矿,最终可获得磷精矿P2O5品位30.33%,回收率76.57%的指标。     

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%。     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。     

赞比亚低品位硫化镍矿浮选脱泥试验研究

为了高效利用赞比亚镍矿资源,减少易于泥化的矿物对后续工艺的影响,针对赞比亚低品位硫化镍矿进行了浮选脱泥—粗选与不脱泥浮选的对比试验。得到浮选脱泥—粗选的精矿品位和回收率分别高于不脱泥浮选0.28%和3.62%,从质量和数量两方面都说明了浮选脱泥—粗选工艺好于不脱泥浮选工艺。并对浮选脱泥—粗选的捕收剂进行优化试验,得到了最佳的煤油用量为10 g/t。     

云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究

云南某低品位铅锌矿嵌布粒度细,铅锌分离困难。为了综合利用资源,对其进行了详细的选矿试验研究。确定采用一段磨矿(-0.074 mm占75%)、优先浮铅的选矿工艺,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,最终获得了铅品位和回收率分别为55.38%和90.56%的铅精矿及锌品位和回收率分别为50.23%和91.31%的锌精矿。实现了铅锌的高效分离,试验指标优良。     

某低品位镍矿石提镍降镁工艺研究

某低品位镍矿石中有用矿物的镍、铜含量低,MgO含量高,难以产出高品位镍精矿。为此,针对镍铜矿物均以硫化镍、硫化铜状态存在,目的矿物嵌布粒度较细及分布不均匀的特点,通过细磨以及添加调整剂、采用复合捕收剂等手段,成功地获得含镍6.72%、铜3.59%的混合镍精矿,MgO含量降至5.20%。     

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。     

某高钙镁硅酸盐型铜矿石脱泥方法试验研究

针对高含量细泥对承德某硫化铜矿选矿指标的不利影响,对该铜矿石分选的脱泥方法及泥的处理方式进行了探索试验。通过加入起泡剂的浮选脱泥、物理脱泥、两段泥混合处理和两段泥单独处理的对比试验,确定的工艺流程为先采用一段粗磨后加入起泡剂的浮选脱泥,再磨后采用38μm分级的物理脱泥得到第一段泥、第二段难选-38μm的细泥和第二段+38μm脱泥后的颗粒,将3种产物分别处理,得到铜精矿品位18.023%,回收率78.594%。     

某低品位钼矿选矿试验研究

钼矿是重要的战略资源,我国钼矿资源储量较大,但品位低,开发利用水平相对落后。根据河南某低品位钼矿矿石性质,采用粗磨粗选,粗精矿两段再磨精选的工艺流程进行选矿试验,取得了钼精矿品位47.23%,回收率81.51%的理想指标。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

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。     

超声强化低品位硼镁矿石酸解反应过程研究

以辽宁花园沟低品位硼镁矿为原料,在搅拌和硫酸酸解过程基础上,引入超声辅助强化酸解过程,考察了超声功率与温度的影响,对比搅拌与超声辅助酸解过程得到,超声辅助可以降低反应温度,缩短反应时间,其产品收率增加,质量提高,硼酸晶体颗粒均匀且晶粒大。