用浮选法精选锆石粗精矿和分离黄绿石

对锆石粗精矿进行了研究.这种锆石粗精矿的矿物组成如下(%):锆石33-12,黄绿石2-0.5,霓石22-43;钠长石40-35,钛铁矿2-0.5,云母0.5-1,磷灰石2-0.5,萤石2-0.5,其它3-1. 按现行的精选流程,精矿经水力分级后,在摇床和磁选机上选别. 非磁性产品的粗粒部分是最终锆石精矿,细粒部分(-0.15毫米)用摇床和磁选机再选.采用上述精选流程有以下严重缺点:精     

磁力重选法精选朱砂粗精矿

<正> 朱砂粗精矿的精选包括二个作业,一是利用朱砂与脉石比重不同用重选法使它们分离;二是用磁选法分离铁屑与朱砂。我们通过较长时间的试验与实践,成功地应用磁力重选法分离出脉石和铁屑,得到朱砂精矿。     

重选白钨粗精矿精选流程的改进

<正> (一)基本情况及矿石性质柿竹园选矿厂重选产出的白钨粗精矿称为毛砂,白钨粗精矿的精选称为毛砂加工。毛砂加工是将毛砂通过浮选直接产出一级一类白钨精矿(65%WO_3)。要求毛砂 WO_3品位大于15%,磁铁矿含量小于40%。1985年11月选矿厂开始处理三矿带6号采场的矿石(1986年计划全部处理6号采场的矿石)。由于6号采场的矿石性质与其它采场的矿石性质有较大的差别,因而重选产出的白钨粗精矿的矿物组成变化也较大。分析结果见下表。     

硅线石浮选粗精矿精选的研究

高铝矿物兰晶石、红柱石和硅线石在我国尚属新兴的工业矿物原料。高铝矿物有一个共同的特性,即当加热至1100～1600℃时,自身能重结晶为富铝红柱石(3Al_2O_3·2SiO_2),这种富铝红柱石(莫来石)有极高的耐火性,耐火度可达1810℃以上,有极大的化学稳定性,甚至不溶于氢氟酸,耐急冷急热,机械强度大,抗渣性强,荷重软化点高,是一种高级耐火材料。     

某重选钨锡混合精矿精选分离试验研究

某钨锡多金属矿原矿锡品位低于0.1%,因原矿锡品位低、可浮性差,采用摇床回收钨精选尾矿中的锡矿物,获得重选钨锡混合精矿.该重选钨锡混合精矿品位WO341.09%、Sn7.50%,WO3、Sn金属主要分布在0.010~0.045mm粒级.对该混合精矿进行试验方案比较后,本研究采用自主研发的脂肪酸类捕收剂TA-3药剂以及“白钨浮选-湿式磁选”工艺,获得了白钨精矿品位WO351.39%,WO3回收率44.43%;黑钨精矿品位WO345.09%,WO3回收率47.71%;钨锡混合精矿品位WO315.41%、Sn23.05%,WO3回收率7.86%、Sn回收率64.48%,达到了获得较高Sn品位精矿的目的,为后续分离和利用创造了有利条件.     

浮选精矿脱水工艺改造

<正> 近年来,八家子铅锌矿选矿厂在浮选精矿脱水工艺以水喷射泵代替水环式真空泵,低位自动泄液装置取代高位气水分离器,隔膜泵抽吸排矿改用浓密机自流放矿以及加强管理,改进操作等,取得了降低精矿水分,年节电80万度,减少维修工时86%的良好效果。     

鞍山式铁矿重选精矿工艺矿物学研究

随着辽宁某选厂重选精矿的铁品位变低,其已不能作为精矿产品汇入总精矿,为给该选厂工艺流程改善提供指导,从化学组成、元素赋存状态、矿物组成、矿物间的嵌布关系及连生关系等方面,对重选精矿进行了工艺矿物学研究。结果表明：重选精矿铁品位为60.62%,铁主要赋存于赤铁矿和磁铁矿中,主要的脉石矿物为石英;铁主要分布在-0.074 mm粒级,铁在该粒级分布率高达84.47%,TFe品位64.52%,只有通过细磨才能实现铁矿物与脉石的较好解离;在有用矿物与脉石的连生体中,以赤铁矿与脉石结合形成的连生体为主,其次为磁铁矿、赤铁矿与脉石矿物结合形成的连生体;随着粒度变细,试样中赤铁矿和磁铁矿的单体解离度快速提高,尤其在-0.045 mm粒级产品中,绝大多数赤铁矿和磁铁矿颗粒完成了单体解离;赤铁矿和磁铁矿的浸染粒度以中粒、细粒嵌布为主,中粒级试样中脉石含量仍较高,细粒赤铁矿和磁铁矿含量较高,铁主要赋存在-0.074 mm粒级中。建议采用细筛分级-载体浮选工艺进行试验研究,即重选精矿筛上返回再磨,筛下产品进入浮选,背负细粒磁选精矿完成回收。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

采用自由喷射浮选系统精选细煤

柏林技术大学在１９８５年研制了自由喷射浮选机，其原理是自由喷射。它能够处理－５３μｍ颗粒。烟煤样品含灰分４４．９２％，采自属于ＴＴＫ所属的Ｚｏｎｇｕｄａｋ中心洗煤厂细煤浓缩机的进料。常规浮选试验中捕收剂为９０％煤油和１０％异辛烷的混合物，用量４００ｇ／ｔ。在最佳常规浮选条件下可燃物回收率５０％，含灰分１０％。在３３１自由射浮选机中进行了系统试验，确定了最佳参数。在最佳自由喷射浮选条件下，可浮煤含灰     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物，再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋，不仅铜、铋回收率低，且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题，以现场重选钨粗精矿为试样，进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t，主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿，主要铋矿物为辉铋矿，有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm，黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗，黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样，在棒磨至-0.2 mm的情况下，以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜，以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋，最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿，以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿，与现场生产指标相比，铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点，含铋下降了1.85个百分点；铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点，含铜下降了1.68个百分点，较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

四川攀西某难选钛铁矿重选精矿浮选试验研究

四川攀西某难选钛铁矿重选精矿矿物种类多，金属矿物主要有钛铁矿、钛磁铁矿等，脉石矿物主要为钛辉石、绿泥石等。钛铁矿与脉石矿物嵌布粒度偏细，脉石矿物多含铁元素且易泥化。为实现该重选精矿的高效分选，进行了选矿试验研究。结果表明，通过阶段磨矿-弱磁除铁-浮选富集钛-强磁提质的工艺流程能够获得良好的分选指标。矿样磨细至-0.074 mm占55%，在弱磁选磁场强度为96 kA/m条件下弱磁除铁，弱磁尾矿以硫酸为pH调整剂、羧甲基纤维素钠（CMC）为抑制剂、油酸钠为捕收剂浮选钛铁矿，将浮选粗精矿筛分（-0.038 mm）后，筛上磨细至-0.074 mm占80%，与筛下产品合并脱泥后去除-0.014 mm粒级细泥，沉砂经4次精选，闭路浮选可获得钛精矿TiO₂品位42.86%、回收率59.79%的浮选指标；对浮选精矿创新性地进行强磁提质分选工艺，最终获得钛精矿TiO2品位46.77%、回收率54.38%的选别指标。实现了钛资源的有效回收，可以为选厂建设提供技术支持。     

西藏某氧化铅矿重选浮选工艺研究

针对西藏某高品位高氧化率难选氧化铅矿进行了详细的选矿试验研究。试验结果表明采用"螺旋溜槽重选—尾矿硫化铅浮选—氧化铅浮选"工艺取得了良好的选矿指标。重选精矿铅品位47.40%,铅回收率79.87%;重选尾矿浮选中硫化铅精矿铅品位61.52%,铅回收率4.02%,氧化铅精矿铅品位63.98%,铅回收率13.11%。该工艺流程的确定为矿石的合理开发提供了依据。     

细鳞片石墨浮选工艺研究

陕西西安骊山细鳞片石墨矿床矿石中,除石墨外,尚含石英、伊利石和蒙脱石等脉石矿物,采用浮选,通过二段再磨、六次精选的流程,以煤油作捕收剂、松醇油作起泡剂、水玻璃作分散剂,所获精矿质量达到了GB3518—83:LZ(-)325—87标准。     

粗精矿分支精选选锂浮选工艺流程的研究

首次提出和论述了精精矿分支精选选锂浮选工艺流程（简称分支工艺，以下同）的工艺特征及其采用该流程取代选矿厂现行一次祖选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的传统选锂浮选工艺流程（简称传统工艺，以下同）的可行性。由于分支工艺的研究获得成功，使三十年一贯制的传统工艺第一次受到冲击，从而形成了选锂工艺多元化的新格局，为进一步提高选锂技术指标和选矿厂经济效益开辟了新的、更加广阔的途径。     

调整浮选工艺提高精矿质量

<正> 若干年来,我矿选矿厂生产的铅锌精矿产品质量一直不稳定,往往由于互含异名金属多而降低产品质量。特别是自1977年以来,处理包括铅氧化率为10%左右、锌氧化率为8%左右的670-3和670-北块段矿石时,技术指标大幅度下降(参见表1)。对此,采取了一些技术措施:调整流程结构、使用组合药剂、增加磨矿细度和调整钢球配比,进一步提高了技术指标。1980年,铅锌两种精矿产品质量都达到或超过部颁标准一级品的要求,即铅精矿含铅达77.75%、锌精矿含锌56.42%,铅锌精矿回收率为87.98%和88.99%。     

钼粗精矿细磨工艺

辉钼矿在矿石中的嵌布粒度较细,精矿钼品位要求较高,国外一般为54％,要得到这样高品位的钼精矿,使辉钼矿单体分离是个先决条件。由于其嵌布粒度较细,要使其单体分离就必须细磨。例如,美国克莱麦克斯钼选厂所处理的钼矿石,磨到10微米辉钼矿的单体分离度为99.4±0.3％,金堆城钼选厂所处理的钼矿石,1980年取样鉴定,磨到14—21微米,辉     

浮选—重选工艺回收氧化铅矿的研究

介绍了河南某氧化铅矿浮选－重选工艺研究,该氧化铅矿含铅１２．４％、伴生银品位１５５ｇ／ｔ,矿石中氧化铅占７８．８％,属难选矿石。经多方案试验比较,提出适合于该矿石性质的选矿工艺流程;硫化铅和氧化铅混合浮选,尾矿用螺旋溜槽粗选、摇床精选,获得铅精矿含铅５０．２８％、银６５０．２ｇ／ｔ,铅回收率７１．７７％,银回收率７４．５９％。     

改进精选工艺 提高钨精矿质量

湘东钨矿是个多金属矿山,由于矿石性质复杂,矿物共生密切,建矿以来,钨精矿质量一直较低,钨一级品率只有10～40％。近来,该矿改进精选工艺,加强管理,去年8月份以来,钨一级品率已达到100％,钨、铜回收率也有一定程度的提高。全年净收入增加13万元。现把情况分述如下。 (一)矿石性质湘东钨矿属高、中温热液裂隙充填,多次成矿的含钨石英脉矿床。主要矿物有黑钨矿、白钨矿、黄铜矿、锡石、毒砂、闪锌矿等,主要脉石矿物为石英、方解石、白云母、萤石