某钨矿矿石回收钼和白钨的试验研究

某钨矿为含钨矽卡岩型矿石,采用731氧化石蜡皂白钨常温浮选工艺,分选回收钼、钨,获得钼精矿品位46.12%、回收率76.87%,白钨精矿含WO3 70.18%、回收率85.31%的良好指标。     

从某钼尾矿资源中综合回收白钨的试验研究

采用白钨常温浮选工艺,对某钼尾矿进行综合利用试验研究,经试验室小型闭路试验,获钼精矿含Mo17.56%、回收率71.84%,白钨精矿含WO327.34%、回收率为76.96%的指标。     

从某钼矿老尾矿中回收钼的试验研究

某钼矿老尾矿钼品位为0.006 3%,矿物成分考查表明,该尾矿中钼主要以辉钼矿形式存在,采用一次粗选,一次扫选,以煤油为捕收剂的浮选流程,得到产率为66.49%,品位为0.73%,回收率为77.04%的粗钼精矿.粗钼精矿通过再磨再选,可得到钼精矿产率为2.31%,品位为24.87%,作业回收率为79.68%的技术指标.     

从某浮选尾矿中综合回收铜和白钨的选矿工艺研究

东北某大型铜矿山早期的选铜尾矿中含Cu0．1％±、含WO30．13％±,其中铜主要以硫化铜为主,钨主要以白钨矿为主。按目前的市场价格预算,具有进一步回收的价值。根据矿石性质,进行了一系列的条件试验研究,最终确定采用优先浮选回收硫化矿再浮选回收钨矿物的原则流程对尾矿中的铜和钨分别进行浮选回收,闭路试验获得的铜精矿中含Cu15．12％,Cu回收率为61．94％;钨精矿中含WO3 41．92％,WO3回收率为68．88％。为矿山的投资决策提供了科学的参考依据。     

某金矿浮选尾矿综合回收钨试验研究

某金矿浮选尾矿中WO₃品位为0. 23%,含钨矿物主要为白钨矿,偶见黑钨矿。针对其性质特点,开展了综合回收钨的试验研究。结果表明:采用一次粗选、两次扫选、五次精选闭路流程,可获得钨精矿WO₃品位为43. 01%,WO₃回收率为86. 98%的良好浮选指标。研究结果为该黄金矿山回收利用浮选尾矿中的钨资源提供了技术依据。     

某白钨矿浮选尾矿综合回收微细粒级白钨试验研究

某白钨矿选矿厂日处理原矿2 000 t,排出尾矿有1 800多t,其尾矿资源回收有着重要意义。根据该矿山选矿尾矿中白钨矿呈微细粒嵌布特点,确定试验方案为常温粗选-加温精选的浮选工艺流程,添加调整剂使细粒级的矿物和脉石矿物分离,采用捕收能力较强的改性脂肪酸回收微细粒级白钨矿。进行了调整剂、捕收剂的种类和用量试验等,在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验。对WO3品位0.05%的给矿,得到精矿品位65%和回收率25%的小型闭路试验结果。试验的研究为该矿山尾矿中微细粒级白钨矿的综合回收提供了依据。     

从铜尾矿中回收白钨的选矿试验研究

依据某矿山的矿石性质,进行了原矿化学分析与白钨矿单体解离度测定,测定该选铜尾矿含WO30.21%,S6.09%,试验研究以原矿工艺矿物学研究结果为基础,采用先脱硫再浮选的选矿工艺流程回收钨。试验结果表明:铜尾矿磨矿细度为-0.074 mm含量75%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选脱硫工艺流程,可获得含硫48.98%、回收率98.15%的硫精矿;选硫尾矿通过两次钨粗选,两次钨扫选,五次钨精选的闭路浮选流程获得含WO355.88%,WO3回收率为80.35%的白钨精矿。     

从铜锌硫浮选尾矿中综合回收白钨的试验研究

针对某铜锌硫矿区早期丢弃尾矿,造成有价组分白钨的严重浪费,进行白钨综合回收利用的选矿试验研究,通过详细的条件试验确定预先脱硫后白钨浮选的工艺流程和药剂制度。白钨矿浮选采用油酸和731氧化石蜡皂组合捕收剂在常温条件下进行。小型闭路试验获得了白钨精矿钨品位66.12%、钨回收率81.03%的良好试验指标,成功地实现了尾矿中白钨二次资源的回收利用。     

浙江某钼矿浮选工艺试验研究

针对Mo品位为0.79%的含钼矿石,以水玻璃作抑制剂和细泥的分散剂,采用"粗精矿预先脱泥-脱泥精矿再磨精选"的浮选工艺试验流程,可获得产率为1.35%、Mo品位为51.23%、回收率为87.55%的合格钼精矿。矿石中钼资源得到了较好的回收。     

钼矿石浮选工艺试验研究

通过对某钼矿石进行试验研究,采用一次粗选、两次精选的工艺流程,用煤油为主要成份的高效复合捕收剂FM作为浮选捕收剂,用水玻璃作分散剂,试验获得如下指标：钼精矿品位为49.02%、回收率为88.53%.     

某低品位白钨矿浮选试验研究

针对某矽卡岩型白钨矿矿石性质发生变化导致选矿指标波动较大的情况,经试验选优,确定了浮选工艺条件,通过小型闭路试验获得白钨精矿含WO3 69.84%、WO3回收率为70.76%的指标。     

某尾矿回收低品位磷矿物的选矿试验研究

内蒙古某尾矿中磷灰石矿物的分布率为9.25%,P₂O₅含量仅为3.73%,属于低品位磷矿物。针对磷灰石入选品位低、含钙的脉石矿物种类多、可浮性相近的难点问题,采用碳酸钠为pH调整剂、水玻璃和HSL为抑制剂、改性脂肪酸TQHY为捕收剂,在条件试验的基础上,进行了一次粗选、二次精选的开路试验,获得了P₂O₅品位33.02%、回收率78.67%的磷精矿,取得了较好的选别指标。     

快速浮选的试验研究与分析

通过对磨矿流程的考查，结合矿石的性质，确立了快速浮选的试验方案。试验结果表明。在磨矿流程进行快速浮选可优先富集出品位达30000g／t以上的银精粉。回收率为20％，该研究对提高原生产流程的生产指标和产品价值有着重要的指导作用。     

一水硬铝石型低品位铝土矿旋流-反浮选试验研究

依据我国铝土矿的特点和旋流分选规律,对A/S为4.39的一水硬铝石型铝土矿进行了旋流-反浮选试验,考查了浮选药剂、旋流器结构参数与操作参数、入料粒度等因素对铝土矿旋流-反浮选分离过程及效果的影响。试验结果表明,当给矿压强为0.2 MPa、充气压强为0.3 MPa、充气量为0.2 m3/h、改性淀粉用量为1 200 g/t、十二胺醋酸盐用量为150 g/t时,分选指标较好：底流的A/S为6.10,溢流的A/S为2.26,Al2O3在底流中的回收率为79.41%,SiO2在溢流中的回收率为41.19%;旋流-反浮选指标与同样结构与操作条件下的旋流重选指标相比有一定程度的提高;入料粒度对旋流-反浮选技术指标具有显著的影响,入料粒度以-0.074 mm占60%为宜;增大锥比和给矿压强可使底流中Al2O3的回收率提高8～10个百分点。     

某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究

某氰化尾渣金属矿物以黄铁矿为主,有极少量闪锌矿、方铅矿和黄铜矿,脉石矿物以石英为主。该尾渣中主要可回收元素为金,金主要赋存于黄铁矿等硫化物中,因其与硫化物关系密切,采用浮选法对其进行富集。经浮选条件试验及开、闭路试验研究,获得了不磨浮选金精矿品位25．01g／t,金回收率46.35％;再磨浮选金精矿品位47．50g／t,金回收率57．65％的较好指标。     

从尾矿中回收金的试验研究

根据尾矿中金的赋存状态及粒度分布特性,对尾矿及其旋流器分级沉砂分别进行了重选、浮选及重－浮联合流程试验,结果表明,采用重选－浮选流程选别尾矿,可获得含金为5．48g/t、回收率40．96％的精矿产品。     

某钼精矿降铜浮选试验研究

通过对粗选抑铜、再磨后精选抑铜两流程方案的试验研究,确定了再磨后精选抑铜的工艺流程及符合环保要求的无氰抑制剂的药剂制度,并在钼精矿品位和回收率基本不降低的情况下,钼精矿含铜达到0.3%以下.     

An Experimental Investigation on the Copper Recovery from Flotation Tailing Dams by Reflotation

In this study, the possibility of copper recovery from flotation tailing of Mazraeh copper mine was investigated. Magnetic separation method was used for concentration of non-magnetic minerals, especially copper bearing minerals, from iron minerals. As a result, copper grade increased up to 0.18% and its recovery reached 86%. Due to mineral’s oxidized surface, accompanied oxide minerals and large quantities of fine particles (i.e. about 80% and 57% were finer than 37 and 15 μm in the sample, respectively), flotation of copper was very difficult. In this regard, the effects of important factors including solution pH, type and collector dosage, dispersant, impeller speed, type of frother, percent solid and surface sulfurization were studied. It was concluded that copper recovery of 52% and copper grade of 2.7% could be obtained under following conditions: pH: 11, Collector: Z11 with 40 g/t, Impeller speed: 1400 rpm, Frother: A65, percent solid: 10% and surface sulfurization by Na₂S with 1000 g/t. On the other hand, the addition of sodium silicate as a dispersant showed a negative effect on the flotation performance.     

综合回收选铜尾矿中有价元素的研究

某选铜尾矿含铁、硫等有价元素,磁选法选铁时,铁精矿品位只有60%左右、含硫大于2%、含硅13.67%,为不合格产品。通过研究,制定了浮选脱硫-弱磁选铁-反浮选降硅的选别工艺,可得到铁品位66.82%、回收率82.73%的铁精矿和硫品位36.42%、回收率87.89%的硫精矿。