某低品位含铁铝土矿选矿试验研究

在工艺矿物学的基础上,对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究,采用优先磁选选铁,磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验,并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验,获得铁精矿TFe含量60. 48%,铝精矿Al_2O_3含量65. 46%、A/S为6. 32的良好指标。     

BK425和HA-1对磷矿反浮选脱镁脱铝效果影响研究

某难选磷矿由于其脉石矿物与胶磷矿嵌布关系复杂,为了获得合格的磷精矿,用脱镁捕收剂BK425和脱铝捕收剂HA-1对原矿进行反浮选试验。当原矿磨矿细度为-74μm占70%时,采用反浮选脱镁(一次粗选、一次扫选)—反浮选脱铝(一次粗选、两次精选)全开路流程,可以获得P_2O_5品位31.14%,Al_2O_3含量2.60%,MgO含量0.92%,P_2O_5回收率79.54%的磷精矿。     

云南大平掌铜矿分支串流浮选工艺试验研究

大平掌铜矿V2矿体低贫铜矿石出矿量逐年增加,企业生产运营成本有增无减。为优化铜浮选指标、增加企业效益,采用分支串流浮选工艺对大平掌硫化铜矿进行试验研究。试验结果表明,新工艺可将入选矿石铜品位从0.51%提高至0.91%,最终获得铜品位23.67%、回收率92.06%的铜精矿,其指标比常规浮选工艺分别高0.84和0.05百分点,且捕收剂总用量降低了1/4,总精选次数减少2次。分支串流浮选工艺提高了入选铜品位,优化了浮选内部流程结构和药剂制度,减少了药剂用量和精选设备,节能增效明显。     

重庆某高硫铝土矿浮选脱硫试验研究

为开发重庆某高硫铝土矿资源,对试验矿样进行了工艺矿物学研究和选矿试验研究。试验考察了pH值调整剂的种类和用量、磨矿细度、活化剂用量等因素对浮选指标的影响,得到最佳实验条件;闭路试验结果表明,在碱性条件下,采用一次粗选、三次扫选和四次精选流程,铝精矿中含硫可降至0.42%,Al_2O_3的回收率为97.60%;硫精矿中S品位为28.80%,S回收率为61.25%。     

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。     

高铝高硅铝土矿重选—浮选联合分级脱硅研究

我国有大量高硅铝土矿资源,单一重选或浮选法往往难以高效且经济地回收铝土矿。本文以云南昭通地区一水硬铝石型高铝高硅铝土矿为研究对象,其含Al_2O_367.25%、SiO_213.50%、铝硅比(A/S)4.98,针对性地采用重选—浮选联合分级脱硅流程,即粗粒级螺旋溜槽重选脱硅富集,细粒级螺溜尾矿水力旋流器脱泥后再浮选脱硅,分别产出合格的粗粒重选精矿和细粒浮选精矿,获得产率70.62%、含Al_2O_371.62%、回收率75.43%、A/S 8.02的高品质铝土矿总精矿。本研究提出的重选—浮选联合分级脱硅工艺对类似高铝高硅铝土矿资源的经济高效选矿富集具有指导意义。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

高铁沉积型铝土矿的选矿技术研究

以云南高铁沉积型铝土矿为研究对象开展选矿试验研究工作。铝土矿原矿Al_2O_3品位45.58%,SiO_2品位8.73%,TFe品位19.78,A/S为5.22。在研究了该矿石化学成分与矿物组成的基础上,进行了磁选脱铁、正浮选一水硬铝石的试验研究,最终得到Al_2O_3品位55.38%、回收率达到69.17%的精矿,TFe品位10.73,A/S为9.87。研究成果表明,高铁沉积型铝土矿通过磁选—浮选工艺可以实现脱铁提铝降硅的目的。     

重庆某铝土矿浮选试验研究

西南某铝土矿Al_2O_3和SiO_2的品位分别为56.86%和14.86%,S含量为1.57%,为高效开发利用该铝土矿,对其进行同步脱硫脱硅试验研究。浮选研究结果表明:原矿在经过"一粗-一精-三扫"的闭路同步脱硫脱硅工艺处理后,可以得到Al_2O_3为61.03%,SiO_2为11.95%,S含量为0.19,A/S为5.11的铝土矿精矿。该工艺可以为该矿的利用提供指导,同时也为该类型铝土矿的开发利用提供了一种全新的技术思路。     

澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。     

JJF-130m^3机械搅拌式浮选机工业试验研究

系统地研究和分析了大型机械搅拌式浮选机—JJF-130m3型浮选机的带矿性能和工业应用效果,针对现场的矿石性质、药剂用量和磨矿细度,制定了试验内容,测定了浮选机的矿浆悬浮能力、对不同粒级矿物的分选效果,并对累计工业试验指标进行了对比分析。试验结果表明JJF-130m3型浮选机槽内矿浆粒度分布均匀,没有粗、细颗粒分层现象,浮选机矿粒悬浮能力好,液面不翻花。工业试验累计指标与国外某品牌同类型同容积浮选机相比:在原矿品位相当的情况下,精矿品位高0.22%,尾矿品位低0.07%,回收率高3.82%,浮选效率高3.70%,浮选机浮选性能优于国外某品牌浮选机,证明浮选机浮选效果好。     

高品位铜矿浮选流程设计改造

为了适应原矿品位不断升高的需要,先后两次对原有浮选流程进行了技术改造,通过再次改造,采用分支粗选流程,克服了因分级机溢流不稳定而对浮选带来的新的困扰,该流程能够更好地适应生产的需要,最终达到了流程改造的目的,取得了较为理想的效果,尾矿品位进一步降低了0.08%,铜回收率提高了0.60%,铜精矿品位提高了6.42%,减少脱水压滤量18.54%,降低铜冶炼费用18.54%。     

新型药剂OS-2在钨浮选中的研究与应用

介绍钨浮选新药剂OS-2及在柿竹园有色金属有限责任公司野鸡尾选矿厂的应用情况。实验室试验和工业试验结果表明,采用OS-2获得钨粗精矿品位和回收率均高于现场的药剂,实验室试验以该药剂浮选含WO3 0.36%的原矿,获得粗精矿含W03 13.29%、回收率80.49%。对含W030.38%的原矿进行的工业试验,获得粗精矿含W03 12.12%、回收率77.76%的选别指标。该药剂对钨矿物的可浮性好、选择性强,便于现场操作和管理,经济、技术指标良好。     

新型抑制剂在低碱条件下实现铜硫高效分离的试验研究

针对铜硫浮选分离过程中,大量添加石灰引起的管道堵塞、矿浆环境差等问题,开发了一种新型黄铁矿抑制剂BY,应用于缅甸某硫化铜矿浮选试验并获得了良好的指标。该矿石含铜1.40%、硫8.95%,主要含铜矿物为黄铜矿,含硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。采用抑制剂BY通过一粗两精一扫的浮选工艺流程,获得的铜精矿Cu品位为25.13%、回收率为93.47%,S品位为33.97%、回收率为19.93%。与石灰相比,精矿中铜品位和回收率分别提高了0.99和0.16个百分点,硫品位和回收率分别降低了1.01和2.14个百分点,闭路试验粗选pH值可由12降低至9.7,可实现低碱环境中铜硫的高效分离。     

黄铜矿分支浮选动力学研究

针对黄铜矿进行分支浮选动力学研究,考察了捕收剂用量、黄铜矿粒级、减少药剂用量等方面对黄铜矿回收率的影响规律。结果表明:采用分支浮选流程可以大大减少药剂用量,提高黄铜矿浮选速率和回收率,这是因为第一支浮选泡沫产品加入到第二支原矿中,残余药剂继续发挥作用,总体药剂用量可减少1/3,并且,由于第一支浮选泡沫产品大大改善了第二支浮选原矿的矿浆环境,更有利于浮选,回收率明显升高。用浮选动力学对浮选过程进行模拟发现,分支浮选速率常数高于常规浮选,说明分支浮选速度比常规浮选更快。     

应用JKSimFloat模拟浮选流程验证超大型浮选机选型

在实验室分批浮选试验的基础上,采用JKSimFloat分批浮选回收率模型,分别计算了某铜矿石中不同矿物的浮选动力学参数。参照现场浮选流程,应用JKSimFloat软件进行了不同浮选机选型方案的浮选流程模拟。对比模拟结果和实际生产指标,表明JKSimFloat模拟结果的精度较好。因此,JKSimFloat软件可以作为超大型浮选机选型结果的有效验证工具。     

浮选柱在某选矿厂铜镍分离作业中的应用实践

为改善某选矿厂一期和二期生产线浮选过程能耗高、指标波动大、自动化程度低的现状,将在工业试验阶段运行良好的浮选柱应用到三期新建浮选系统中。针对浮选柱系统投产后存在的问题,进行了合理地适应性工艺改进,将铜镍分离浮选工艺优化为一次粗选、三次扫选、四次精选的柱机联合流程,使铜镍互含指标基本达标,同时降低了电能消耗,提高了浮选生产效率,为浮选柱在铜镍分离作业中的进一步推广运用奠定了基础。     

司家营铁矿原生矿阳离子反浮选工艺试验研究

司家营铁矿原生矿磨矿系统技改后系统产能大幅度提升，受后续选别作业能力的影响，三磁精矿品位波动较大，并最终影响精矿指标的稳定。生产上为了平衡系统处理能力，采用了局部阴离子反浮选工艺，但成本较高。为了降低反浮选工艺系统的生产成本，根据国内阳离子捕收剂应用现状，选用GE609与S 1进行了实验室对比试验及GE609工业试验。工业试验表明，GE609在用量为160.46 g/t的条件下，取得了精矿品位为68.67%，尾矿品位为21.44%，金属回收率为94.60%的较理想指标。与阴离子反浮选工艺相比，阳离子反浮选只需添加1种药剂，药剂制度单一，可操作性强，具有较明显的优势。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。