特定粒级浮选原理——新型OK—100m^3浮选机试验研究

本文介绍了新型ＯＫ－１００ｍ＾３浮机的工业试验情况，肯定了特定粒级浮选原理和浮选机的特别设计，讨论了影响粗粒浮选的因素。试验结果良好。粗粒级浮选回收率相对增加到５０％，细粒级增加５￣１５％，由于粗粒浮选效率的提高，在对斑岩铜矿的工业试验中，新型浮选机较传统浮选机总回收率提高近１０％，而前者能耗仅为后者的５０￣８０％。     

对铜精选回路中采用浮选柱回收已解离和未解离黄铜矿的评价

利用图像分析与物料平衡技术分析了黄铜矿在浮选柱精选回路中的浮选特性，以比较采用浮选柱和常规浮选机进行铜精选时黄铜矿的回收率。与采用常规浮选回路相比，采用浮选柱浮选回路所获得的解离－１０μｍ的黄铜矿颗粒的回收率较高。在浮选柱与常规浮选机所获的铜精矿中均发现夹裹有－１３．３μｍ的黄铁矿与闪锌矿粒子。     

微细粒赤铁矿载体浮选机理研究

研究了－５μｍ细粒赤铁矿载体浮选基本行为、机理及粗粒的作用。疏水化赤铁矿颗粒间的疏水相互作用，使细粒赤铁矿在粗粒赤铁矿上粘附。粗粒的载体作用，背负细粒上浮，粗粒的助凝及中介一裂解作用，使细粒形成较多的中间粒级聚集体，均增大了细粒的可浮性。载体浮选使－５μｍ赤铁矿浮选回收率大大提高。     

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     

巴布亚新几内亚OKTEDL选矿厂细粒铜回收率的提高

本文介绍了在浮选ＯＫＴｅｄｉ斑岩硫化铜矿石时提高细粒铜矿物回收率方法的研究。目前该矿选厂处理斑岩／矽卡岩混合矿石，将矿石磨到Ｄ８０为１８０μｍ后，用二硫代磷酸盐／充代磷酸盐给 捕收剂在ＰＨ为１１．５的条件下进行浮选。经考查表明，在粗先锋这扫选作业中－１０μｍ的铜回收率只占原矿的８１％。经对矿浆和矿物表面化学成分测定表明，在选别过程中铜矿物被氧化。     

利用浮选药剂的同分异构原理发展新型锡石捕收剂

1—羟基—2—萘甲羟肟酸和2—羟基—3—萘甲羟肟酸是同分异构体。用2—羟基—3—萘甲羟肟酸为捕收剂，TBP为辅助捕收剂，浮选粒度—44μm占100％，-11μm占11．3％的锡石细泥，从含锡1．36％的给矿得到含锡37，39％，回收率91．21％的锡精矿；用它的同分异构体1—羟—2—萘甲羟肟酸浮选粒度-22μm占100％，-11μm占76．8％的锡石细泥，从含锡1．01％的给矿得到含锡18．85％，回收率92．68％的锡精矿。它们都是锡石的有效捕收剂，再次证明浮选药剂的同分异构原理是正确的。     

塔磨在细磨作业中的进展

ＫＤ－Ｉ干式塔磨已经发展改型为ＫＤ－２和ＫＤ－３新型塔磨，对于－１０μｍ粒级的细颗粒取得了较高的回收率，这些磨机在粉碎室的尺寸，形状和分级柱的内部直径都是不同的。     

采用分级浮选工艺提高大厂车河选矿厂锌回收率的研究

为了进一步提高车河选矿厂锌的回收率，在现行锌浮选流程的基础上，采用分级浮选工艺，将铅锌分离的给矿分成＋０．０７４ｍｍ和－０．０７４ｍｍ两个粒级，分别进行锌浮选。研究结果表明，分级浮选时锌的回收率为９６．２９％，比原来不分级浮选提高了约４％，而品位相差不大。     

云龙锡矿尾矿回收利用生产实践

原１００ｔ／ｄ选矿厂处理的矿石为锡石—石英脉硫化矿，脉石主要为石英、长石，有害矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等。原矿含锡１．５％～１．７％，锡回收率为７１％－７３％，尾矿含锡０．４５％。为充分利用尾矿资源，做了尾矿再选试验。采用重选－浮选回收锡，日处理量由１００ｔ／ｄ扩大为２００ｔ／ｄ，先用重选丢弃尾矿，并把锡与硫化矿物富集在重选粗精矿中，再用浮选除硫铁选出锡精矿。     

以聚丙烯酸为絮凝剂的细粒黑钨矿絮团浮选

以聚丙烯酸为絮凝剂、油酸钠为捕收剂进行了细粒黑钨矿絮团浮选行为的研究。结果表明，尽管聚丙烯酸对黑钨矿的絮凝能力随其分子量的增大而增强，但中等分子量的聚丙烯酸表现了最好的絮团浮选效果。在ｐＨ６．８，ＰＡＡ－５１ｍｇ／Ｌ，油酸钠１００ｍｇ／Ｌ的条件下进行了－２０μｍ黑钨矿－石英混合矿的絮团浮选分离，获得了钨精矿品位６８．４８％ＷＯ＿３．回收率９１．３１％的分选指标，显著优于常规浮选的分离效果     

碳酸钙微粉的分级工艺及原理研究

采φ１５０涡轮式分级机对碳酸钙微粉进行了精细分级研究，选取适当分极工艺参数，可从０～４３μｍ的原料中分离出－１０μｍ、－５μｍ占９８％、９０％的微细物料，且分级效率高达８０％。     

拜尔法氧化铝赤泥浮选工艺研究

对郑州铝厂拜尔法产生的氧化铝赤泥使用浮选再回收的问题进行了研究。扫描电镜和筛析研究表明：氧化铝在赤泥各粒级中呈不均匀分布，粗粒级含Al2O3较高，细粒级含Al2O3较低。铝矿物以一水硬铝石为主，约占70－85％，它被水云母、水含钙铝硅酸盐和细分散态的铁的氧化物所包裹，矿粒表层以Ca、Fe、Si为主。因此，若用浮选法回收拜尔法氧化铝赤泥，就必须对试材料进行分级和再磨，剥离表面覆盖层，并创造新生表面。＋0.043mm粒级浮选后的精矿产品含Al2O32.75%，作业回收率77．85T％，铝硅比7．53，基本达到浮选回收极限。－0．043mm粒级的可选性很差。     

锡精矿沸腾焙烧工艺研究

锡精矿焙烧脱硫、砷等杂质，世界上普遍采用多膛炉和回转窑。本文研究锡精矿沸腾焙烧工艺和炉型结构，进行了比较系统的试验室试验和５ｍ２沸腾炉焙烧工业试验，解决了在一台沸腾炉内脱硫、脱砷要求的不同气氛和锡精矿因粒度细、粒级宽给沸腾焙烧带来的困难。研究结果（平均值）：脱硫效率９４．８４％，脱砷效率８５．４７％，炉床能力１１．９２ｔ／ｍ２·ｄ，锡在焙砂中的直收率９９．２８％，煤耗３．５％。技术经济指标处于世界先进水平。研究成果已应用于大型炼锡厂的建设和生产。     

从Karagedik铬铁矿选矿厂的尾矿中回收细粒铬铁矿

在本研究中采用了半工业型琼斯湿式强磁选机和半工业型浮选柱对Ｅｔｉｂａｎｋ Ｋａｒａｇｅｄｉｋ铬铁矿选矿厂的尾矿进行选别试验。通过采用湿式强磁选与浮选柱选别的联合作业对－１．０ｍｍ粒级尾矿进行处理，得到了含Ｃｒ２Ｏ３４７．７％、Ｃｒ２Ｏ３回收率为６１．４％的精矿，如果将用摇床对－１．０＋０．１ｍｍ粒级进行选别所得的结果合并计算的话，Ｃｒ２Ｏ３的回收率可增加到６６．６％。     

钛锆稀土砂矿精选新工艺的研究

介绍一种精选钛锆稀土砂矿的新工艺──单一浮选或以浮选为主的简单工艺，以取代重选─磁选─电选的传统工艺。可提高产品质量和显著提高回收率。工艺简单，设备投资不到传统工艺的１／１０。经用３Ａ浮选矾进行间断给矿开路浮选的试生产，取得了锆精矿含ＺｒＯ２６２．２７％－６４．２２％、回收率８５．８８％－８８．０４％，稀土精矿含ＸＴ２Ｏ３＋ＴｈＯ２６２．６０％～６３．１０％、回收率７９．０２％－８２．０８％，钛精矿含ＴｉＯ２５７．４０％、回收率８７．２２％－９２．０８％的好指标。     

印度安得拉邦低品位高磷锰矿石联合选矿工艺

采自安得拉邦低品位、易碎锰矿石－2．8＋0．7mm粒级经跳汰选矿，所得精矿锰品位可提高7％－8％，平均产率为57％。跳汰精矿和未经跳汰的－0．7mm粒级合并，并磨至－150μm，然后进行湿式强磁选。磁性产品Mn的含量增加6％，总产率仅50％。－150μm粒级水力旋流器分级结果表明，分级方法对提高锰品位是行不通的，因为矿石中的细粒级是由铁锰氧化矿物和铝硅酸盐脉石矿物组成。但是，－150μm粒级湿式强磁选的非磁性产品进行水力旋流器分级，其沉砂再进行第二次湿式强磁选，则磁性产品锰含量至少可增加7％－8％，总产率约为50％－52％。这两种方法的结合并没有降低产品中磷的含量。从矿石中主要相和磷的分布率的线性关系可以看出矿石磷和其它主要相的复杂性共生关系。     

伊利石矿降铁降钛选矿工艺研究

含有微线料铁、钛染色矿物低质量伊利石矿，采用浮选－磁选－分级联合选矿工艺流程，产出９２－５μｍ的超细伊利石精矿，其中，Ｆｅ２Ｏ３和ＴｉＯ２的量分别由１．５９％和１．４１％下降至０．３％和０．６２％，Ａｌ２Ｏ３的含量由３３．０％上升至３５．２５％，产品白度由７０．３％提高到８１．７％，选矿除杂效果显著。     

SLon—1500型立环脉动高梯度磁选机分选弓长岭贫赤铁矿的工业试验

采用ＳＬｏｎ－１５００型立环脉动高梯度磁选机代替原流程中的离心选矿机粗选作业，提高铁精矿品位０．６６％，降低尾矿品位５．７１％，提高金属回收率１８．５６％，对－１０μｍ铁矿物回收率达到８８．８４％，有效地回收了微细粒级铁矿物。     

SLon－1500型立环脉动高梯度磁选机分选弓长岭贫赤铁矿的工业试验

采用ＳＬｏｎ－１５００型立环脉动高梯度磁选机代替原流程中的离心选矿机祖选作业。提高铁精矿品位０．６６％，降低尾矿品位５．７１％，提高金属回收率１８．５６％，对－１０μｍ铁矿物回收率达到８８．８４％，有效地回收了微细粒级铁矿物。     

SF—8m^3自吸式机械搅拌浮选机的生产实践

针对选矿厂ＣＨＦ－Ｘ１４ｍ~３充气式浮选机存在的问题，将ＣＨＦ－Ｘ１４ｍ~３充气式浮选机改为ＳＦ－８ｍ~３自吸式机械搅拌浮选机，作为铜浮选各作业的吸入槽，结果证明延长了浮选时间，有用金属矿物回收率提高了３．７５％，年增加收入１３５．２３２万元。