西南某钛铁粗精矿精选试验研究

针对西南某钛铁矿粗精矿进行了精选试验研究。采用重选、磁选及重-磁联合工艺进行了对比试验, 确定以重-磁联合工艺流程回收其中的钛铁矿, 最终获得了含TiO₂ 48.34%、回收率95.34%的钛精矿。     

利用PCR-DGGE技术筛选分离海南黄帝椒产品微生物

黄帝椒是海南特产高辣度辣椒。该研究以黄帝椒产品为原料,采用聚合酶链式反应-变性梯度凝胶电泳(PCR-DGGE)技术分析了其微生物种群关系,并结合传统平板筛选法进行菌种分离及鉴定,获得了海南特辣黄帝椒产品优势微生物。研究结果显示,海南黄帝椒产品平板筛选分离到了Pseudomonas stutzeri,Lactobacillus plantarum,Lactobacillus brevis等可培养的菌株;DGGE图谱中检测到了6个条带,其中,乳酸菌占总菌数的65%,处于最优势地位,假单胞菌占总菌数的16%,处于次要地位。该研究也首次提及了不同的微生物对黄帝椒产品的颜色、脆性的影响。     

伟晶岩型锂辉石矿碱溶蚀-浮选试验研究

以伟晶岩型锂辉石矿为研究对象,通过碳酸钠+氢氧化钠碱溶蚀预处理强化锂辉石和长石可浮性差异,筛选出锂辉石高效组合捕收剂氧化石蜡皂+GYHN,通过协同作用,实现了锂辉石的高效回收,最终获得了Li2 O品位5.52％、回收率82.90％的锂精矿.     

新疆某伟晶岩型锂多金属矿石中伴生元素的回收试验

新疆某伟晶岩型锂多金属矿伴生钽铌锡等有价元素,其中钽铌主要以钽铌铁矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在。为提高伴生元素的回收率,根据矿石性质最终确定了粗磨—重选预富集—强磁选—离 心分离的原则工艺流程,并开展了相关条件试验研究。重液分析确定重选适宜的入选粒度为-0.35 mm,在此条件下,通过螺旋溜槽粗选—摇床精选工艺实现了钽铌锡预富集。对预富集精矿进行锡石与钽铌铁矿的强磁 选分离,适宜的工作参数为磁场强度800 mT、脉动频率260次/min。非磁性产品主要为锡石和锂辉石,在冲洗水量2.0 L/min、给矿浓度30%、给矿量1.0 kg/min的条件下,确定离心选别适宜的重力加速度为50G。根据 条件试验确定的工艺条件,进行螺旋溜槽粗选—摇床精选—弱磁选—强磁选—离心重选全流程试验,最终获得了Ta2O5品位13.90%、Nb2O5品位29.14%、Ta2O5回收率49.50%、Nb2O5回收率58.37%的钽铌精矿及Sn品位 41.45%、Sn回收率54.39%的锡精矿,有效实现了伴生有价矿物的综合回收。     

贵州某硫化锑矿选矿实验研究

针对贵州某硫化锑矿矿石性脆易碎、赋存状态复杂、锑矿物嵌布粒度粗细不均且存在局部氧化的特点,对硫化锑矿的活化剂和捕收剂等进行了实验.结果表明,采用丁黄药+丁铵黑药组合捕收剂及PCA活化剂回收锑,在给矿锑品位为5.66％的情况下,获得锑精矿Sb品位57.02％、Sb回收率93.07％的指标.     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

云南某低品位铬铁矿石选矿工艺研究

云南某低品位铬铁矿石Cr₂O₃含量为8.51%。矿石中铬在0.020~0.12 mm粒级的分布率为83.79%、在+0.12 mm粒级的分布率仅6.55%、在-0.02 mm粒级的分布率仅9.67%。针对铬在较粗和较细粒级含量低的特点,采用振动筛分级-旋流器脱泥工艺预处理,获得了Cr₂O₃品位为18.52%、回收率为84.61%的沉砂。为给沉砂的合理选矿工艺提供依据,对其进行了单一摇床重选、单一高梯度强磁选、磁重联合工艺流程对比试验。结果表明：采用单一摇床重选工艺可以获得Cr₂O₃品位为40.56%、回收率为72.71%的铬精矿,采用单一高梯度强磁选工艺获得的铬精矿Cr₂O₃品位仅38.93%（不能达到40%的要求）、回收率为55.83%,采用磁重联合工艺可以获得Cr₂O₃品位为45.29%、回收率为73.38%的合格铬精矿。最终确定采用分级-脱泥-高梯度强磁选-摇床重选工艺进行选别,可以实现该铬铁矿资源的有效回收。     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

微细粒锡石浮选药剂筛选及选矿工艺研究

本文针对内蒙某锡多金属硫化矿中微细粒锡石回收进行了选矿试验研究。在工艺矿物学研究基础上,进行了脱泥、脱硫等预处理,优化了锡石浮选环境,开展了药锡石浮选含钙脉石矿物的抑制剂和锡石高效捕收剂筛选研究。最终采用"脱泥-浮硫-浮锡"的全工艺流程,在入选锡品位0.55%的情况下,可以获得浮锡精矿锡品位6.52%,回收率68.56%的技术指标,实现了微细粒锡石的有效富集,为微细粒锡石资源高效利用提供技术依据。