福建某海滨硅砂选矿试验研究

通过对福建某硅砂矿的选矿试验研究,确定了脱泥－擦洗－分级－重选－磁选的原则工艺流程,使含量为SiO296.12%、AI2O31.64%、FeO30.152%的原矿经选矿后SiO2＞98．08％、AI2O30．82％、FeO30.05%,精矿产率79．35％,达到浮法玻璃硅质原料的一级品的质量要求。     

絮凝脱泥—反浮选处理东鞍山难选铁矿流程结构研究

絮凝脱泥－反浮选流程适应东鞍山难选矿石特性。该流程的研究表明，采用原矿二段絮凝脱泥、一粗一精三扫反浮选、一次扫选中矿返至第二段脱泥的流程结构能有效地消除矿泥对反浮选的影响，可有效提高技术经济指标。     

浅谈遵义碳酸锰矿深选工艺磨矿分级脱泥流程

对国内锰矿唯一具有深选工艺的遵义锰矿选矿厂的分级脱泥流程作了详细的介绍。对磨矿分级脱泥流程的重要性,试验室指标与工业生产指标的差异作了说明。对各种磨矿分级流程的演变、发展,进行了对比。最后指出了阶段磨选脱泥流程在工业生产中使用的前景,以及各种新设备、新技术采用的可能性。     

太原选煤厂重介系统工艺改造可行性分析

分析了太原选煤厂原重介工艺存在的问题,介绍了粗煤泥分选设备与工艺的优势,对太原选煤厂采用TBS粗煤泥分选工艺改造进行了研究和效果预测,认为通过对重介系统扩能的改造,可以取得较好的经济效益。     

红土型风化钛砂矿采用高效斜板分级机的脱泥试验研究

云南省有丰富的钛砂矿资源,多为残坡积红土型砂矿,因风化较完全,原矿含泥高。原矿性质研究表明,密度大的有用矿物主要集中在粗粒级中,极利于脱泥。现场扩大试验表明,采用高效斜板分级机对原矿脱泥,沉沙的TiO_2品位由9.84%提高到15.76%,溢流(泥)中TiO_2品位仅为1.17%,TiO_2损失率仅为5.08%,高效斜板分级机按0.037 mm计的分级质效率达到84.63%。脱泥后采用螺旋溜槽重选,精矿中TiO_2品位达33.54%,回收率达到86.58%;较原生产中不脱泥重选流程,TiO_2品位提高9.83%,回收率提高32.61%。     

河北某泥化黄铜矿浮选脱泥-微泡浮选试验研究

为提高选别回收率, 采用浮选脱泥、泥砂分选流程对河北某泥化黄铜矿进行了选矿试验研究。对于含泥泡沫, 以CMC与酸化水玻璃为组合抑制剂, 通过一粗三精二扫浮选柱浮选试验, 实现了该泥化黄铜矿的浮选分离, 最终获得精矿铜品位19.79%; 对脱泥尾砂进行后续再磨浮铜探索试验, 最终尾矿品位可降至0.11%左右。     

高泥氧化锌矿脱泥/不脱泥浮选对矿浆流变性能的影响

研究了某高泥氧化锌矿不脱泥浮选和脱泥浮选时的最佳矿浆浓度,2种方式的最佳矿浆浓度分别为17.77%和24.40%。基于现有悬浮液流变学理论进行了公式推导和试验数据拟合,得出矿浆浓度与矿浆粘度间存在3次多项式的关系。在不脱泥浮选和脱泥浮选中,各自最佳浮选指标下的矿浆浓度和表观粘度都不同,但还原粘度均在17~18之间。还原粘度已将矿浆的诸多因素包含在内,是比矿浆浓度更根本的衡量指标,可作为衡量矿浆分散程度的量化标准。该研究对含泥矿物浮选有一定指导意义。     

原生矿泥对云南某高铁泥化氧化锌矿浮选的影响

对云南某高铁泥化氧化锌矿进行了原生矿泥脱泥-硫化胺法浮选工艺和全粒级硫化胺法浮选工艺对比试验研究,结果表明,原生矿泥对该高铁泥化氧化锌矿的负面影响远大于次生矿泥,通过MLA研究了原生矿泥与次生矿泥的矿物组分差异,发现原生矿泥中的粘土矿物和铁铅硬锰矿对氧化锌矿物浮选药剂的竞争吸附可能是造成该氧化锌矿全粒级浮选条件恶化的主要原因。     

山东某石墨矿分选试验研究

山东省某石墨矿属于难选类型石墨,为了得到合格的石墨产品,对该石墨矿进行了试验研究.研究表明该属鳞片状结构石墨,主要组成矿物为石墨、云母,另含有较多量的矿泥、长石、石英、透闪石,其次为云母、方解石等;平均粒度为0.17 mm,-0.074mm的含量为13.84%,以细粒为主,粘性粒级含量高.实验表明：直接进行浮选试验无法得到合格的石墨精矿,考虑其组成成分中的矿泥较多,本试验经过除泥工作后进行了浮选试验,得到了最终得到品位为97%,回收率为87%的石墨精矿.     

四川某难选低品位氧化锌矿选矿工艺试验研究

针对四川某氧化锌矿锌含量偏低、氧化程度较深, 泥化严重的特点, 提出了“硫化锌优先浮选-尾矿摇床脱泥-氧化锌硫化浮选”工艺流程。在原矿锌品位为1.45%时, 可获得锌品位38.42%、锌回收率32.63 %的硫化锌精矿和锌品位31.24%、锌回收率35.73%的氧化锌精矿, 所得硫化锌精矿及氧化锌精矿累计锌品位为34.30%, 锌回收率为68.36%, 取得了较理想的选矿指标。