老挝某光卤石矿浮选氯化钾工艺试验研究

对老挝某光卤石矿浮选KCl工艺进行了试验研究。试验工艺流程简单,浮选效果显著。冷分解工艺中,分解水量为原矿质量的19%。正浮选工艺中,粗选捕收剂ZX-805用量为160 g/t。开路试验结果:精矿KCl回收率92.44%、精矿KCl品位92.27%,试验指标良好。试验结果表明试验所用工艺流程和工艺条件能够满足此光卤石矿生产KCl的需求。     

光卤石矿冷分解—浮选制取精钾浮选药剂制度的改革(摘要)

当前光卤石矿冷分解—浮选制取精钾的浮选药剂制度是用羧基甲基纤维素作矿泥和含钙矿物的抑制剂,18碳胺盐酸盐作捕收剂,2号油作起泡剂。这种药剂制度因羧基甲基纤维素价格较高,对KCl有抑制性能,存在:材料费用较高、KCl回收率较低、精钾成本较高、浮选毋液蒸发结晶的光卤石矿不能用同一流程处理回收其中KCl、排入原     

用分散剂NM-1优化东鞍山磁选粗精矿提质降杂工艺

东鞍山选矿厂原正浮选菱铁矿、反浮选分离赤（磁）铁矿与石英的工艺已不能适应采出矿石菱铁矿含量上升的情况,故以NM-1为微细粒菱铁矿的分散剂,对东鞍山磁选粗精矿进行了单一反浮选工艺研究。结果表明,在NM-1作用下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回的单一反浮选工艺流程处理该粗精矿,可获得铁品位为66.37%、回收率为75.00%的铁精矿;优化后的工艺流程更简洁,在精矿铁品位下降1.47个百分点的情况下铁回收率提高了5.53个百分点,达到了优化工艺流程、提高经济技术指标的效果。     

铜陵有色某选厂硫粗精矿连选试验

铜陵有色某选矿厂硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主,现场硫粗精矿经再选后,硫精矿全硫加全铁含量难以达到90%的目标要求,硫精矿经烧酸后所得红粉铁品位低,附加值不高,严重影响企业经济效益。为了实现硫精矿的提质降杂,根据黄铁矿可浮性较好,磁黄铁矿可浮性较差且具有弱磁性等性质特点,在试验室采用分步浮选工艺,即优先回收可浮性较好的黄铁矿,浮尾强磁—浮选回收磁黄铁矿的流程,实现了对黄铁矿和磁黄铁矿的高效回收。为进一步验证分步浮选工艺流程的合理性,在现场分出一部分硫粗精矿矿浆进行了连选试验,连选试验获得的总硫精矿含硫46.31%,全硫加全铁含量为91.60%,硫作业回收率为80.28%;连选试验现场硫精矿含硫39.67%,全硫加全铁含量为80.52%,硫作业回收率为73.94%。连选试验所得硫精矿全硫加全铁含量较现场高11.08个百分点,硫回收率较现场高6.34个百分点。连选试验结果为现场硫粗精矿再选工艺改造提供了技术及理论依据。     

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。     

云南某中低品位胶磷矿石反——正浮选脱镁降硅试验研究

为确定云南某低品位胶磷矿石的选矿工艺,根据该磷矿石的工艺矿物学特性以及优先浮选易选矿物和浮少抑多的原则,采用反正联合浮选工艺流程处理矿石。结果表明,P_2O_5品位为25.93%的原矿在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗1扫反浮选—反浮选精矿脱水—1粗1精1扫正浮选、中矿顺序返回流程处理,获得了P_2O_5品位为31.30%、回收率为84.75%的精矿,精矿MER值为10.06%、较原矿降低9.04个百分点,SiO_2含量为15.23%、较原矿降低7.34个百分点。反正联合浮选工艺是分选中低品位胶磷矿的高效、简单工艺。     

四川某胶磷矿石反-正浮选选磷试验

四川某胶磷矿石镁、硅含量较高,磷矿物嵌布粒度较粗。采用反浮选-正浮选流程对该矿石进行了工艺技术条件研究,结果表明,矿石磨至-0.074 mm占77%后,在弱酸性环境下以YC为捕收剂1次反浮选脱镁,弱碱性环境下以水玻璃和JXL-2组合为硅抑制剂、JXL-1为磷矿物捕收剂,1粗1扫正浮胶磷矿,最终可获得P₂O₅品位为36.10%、回收率为84.94%的磷精矿,精矿SiO₂、MgO含量分别比原矿下降了4.13、4.52个百分点。     

组合捕收剂浮选回收云南某白钨矿的选矿试验研究

在利用组合捕收剂浮选回收云南某低品位白钨矿的试验研究中,采用捕收剂731与GYB、GYR与GYB以及731与SDBS组合作为白钨矿浮选的捕收剂,均比采用单一的捕收剂731取得了更好的浮选指标,且731与SDBS的组合捕收效果最好。当731与SDBS用量均为200 g/t,加药顺序为先添加731后添加SDBS时,所得钨粗精矿的WO_3品位为3.65%、回收率为77.76%,比单加731时品位提高了1.14个百分点、回收率提高了2.61个百分点;比生产现场实际的钨粗精矿品位提高了2.34个百分点,回收率提高了8.91个百分点,富集比提高了12个百分点。     

黑白钨粗精矿提高质量优化研究

某矿为了优化黑白钨粗精矿质量，针对黑白钨混合粗精矿采用白钨加温精选+加温尾矿摇床法需要燃煤锅炉加热，工艺复杂的问题，进行了白钨常温浮选工艺的研究，研究获得了白钨精矿WO3含量为76.44%、回收率为26.1%的试验指标。试验结果表明：在浮选药剂种类相同的情况下，白钨常温浮选和加温浮选获得的白钨精矿质量相近，但回收率常温比加温浮选高约6.25个百分点，且工艺简单，生产成本低，具有广泛的推广价值。     

铅锌硫化矿石无锌抑制剂浮选分离研究

为了探讨简化铅锌硫化矿石浮选药剂制度的可能性,在选铅时以25#黑药为捕收剂而不使用锌抑制剂的情况下,对蒙古乌兰某铅锌硫化矿石进行了铅锌依次优先浮选试验,结果获得了品位为71.15%、回收率为96.87%的铅精矿和品位为46.41%、回收率为87.89%的锌精矿,银在铅精矿中的品位和回收率可达1 400 g/t和83.90%,铅精矿和锌精矿中的砷含量均在其相应等级品的要求范围内。该结果与浮铅时以25#黑药为捕收剂且使用锌抑制剂相比,铅精矿锌含量高1.07个百分点但铅品位高8.06个百分点,其余指标相当,而且药剂制度和工艺流程大大简化,药剂用量显著减少。     

新疆某铁精矿浮选脱硫试验

新疆某选矿厂铁精矿硫含量较高，达1.07%，明显高于入炉原料硫含量要求。为确定铁精矿的合理脱硫工艺，进行了浮选试验。结果表明，试验以FS为活化剂、异丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂，在粗选用量分别为2 000、200、30 g/t，精选用量分别为500、100、20 g/t的情况下，采用1粗1精闭路流程处理试样，最终获得了铁品位为64.53%、铁回收率为97.13%、含硫0.21%的铁精矿，达到了入炉铁精矿含硫质量要求。     

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。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

青海盐湖集团公司氯化钾产品预处理-反浮选纯化新工艺

采用预处理-反浮选（一次粗选、一次精选）新工艺提高青海盐湖工业集团有限公司氯化钾产品的纯度。结果表明，新工艺可有效地脱除氯化钾产品中的石膏类杂质，显著提高氯化钾产品的品级。获得的优质氯化钾产品含KCl98．25％，回收率96．70％，含CaSO4 0．40％，硫酸钙脱除率为83．24％。     

某高滑石型铜硫矿选矿工艺研究

某硫化铜矿含铜0.65%、硫9.50%、Mg O 5.20%,属于高滑石硅酸镁夕卡岩型铜硫矿。由于矿石中黄铁矿和滑石含量较高,且滑石在磨矿过程中极易发生泥化,恶化浮选环境,造成现场铜浮选指标不理想。为了解决该铜矿中高滑石、高硫对铜浮选的影响,在工艺矿物学研究的基础之上,提出采用"SNA调整剂调浆-CMC抑制滑石-铜硫混合浮选-粗精矿脱药再磨-铜硫分离"工艺。闭路试验获得了铜品位25.71%、回收率82.13%的铜精矿,铜精矿含Mg O小于5%。工艺显著提高了铜回收率,并降低了铜精矿Mg O含量。     

内蒙古某铜铅锌多金属矿选矿试验研究

以内蒙古某铜铅锌复杂多金属硫化矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。最终采用先磁选除铁—铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅尾矿选锌的工艺流程,以及应用新型高效铜铅捕收剂QF-11、抑制剂CMC等,获得了含铁49.42%、回收率为56.93%的磁精矿,含铜21.12%、回收率75.49%的铜精矿,含铅48.29%、回收率79.23%的铅精矿,含锌46.73%、回收率86.30%的锌精矿,银综合回收率76.60%,实现了对该矿石综合利用的目的。     

某含砷铅锌矿石浮选试验

针对河北某含砷中细粒嵌布难选铅锌矿石的特点,通过大量探索,采用高碱条件下的铅锌依次优先浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。试验在铅粗选时以亚硫酸钠+硫酸锌+JSY01组合药剂抑制锌硫砷矿物,在锌粗选时以硫酸铜活化锌矿物,在铅、锌精选时分别以高锰酸钾和石灰+高锰酸钾抑制毒砂,取得了铅精矿品位75.62%、回收率87.63%、含砷0.28%,锌精矿品位45.73%、回收率83.51%、含砷0.44%的良好指标,为选矿厂设计提供了依据。     

艾砂磨机在黑龙江某铜矿选厂的应用试验

黑龙江某铜矿石铜品位为0.38%，伴生有金、银、钼等有价金属元素。原工艺在入选细度为-74 μm占66%的情况下，浮选得到的铜精矿Cu品位为18.97%、SiO₂含量为25%、Al₂O₃含量为6.25%，铜精矿中Si、Al含量超标，影响出售计价系数。为提高铜精矿品质，降低杂质含量，进行了艾砂磨机实验室小试及工业试验研究，结果表明：在相同工艺流程和浮选药剂制度条件下，艾砂磨机应用于铜粗精矿再磨后，小型闭路试验可获得Cu品位为30.68%、SiO₂含量为10.24%、Al₂O₃含量为1.96%的铜精矿；工业试验在粗精矿再磨细度P80=25 μm时，可获得Cu品位为27.63%、SiO₂含量为10.34%、Al₂O₃含量为1.87%的铜精矿。艾砂磨机的应用有效提高了铜精矿质量，降低了精矿运输成本，增加了产品附加值，经济效益显著。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。