某金矿石选矿工艺试验研究

某待开发金矿石中金主要以裂隙金、包裹金和自然金形式存在。为此对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用浮选—重选流程能够得到理想的精矿指标。经过一次粗选、一次精选、两次扫选,浮选尾矿摇床重选,获得浮选精矿含金132.44 g/t、回收率67.61%,重选精矿含金20.80 g/t、回收率11.00%,综合精矿(浮选精矿+重选精矿)含金75.62 g/t、回收率达78.61%。     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。     

湖北某石英矿提纯试验研究

湖北某地发现大量SiO2含量为98.86%的石英矿,为得到优质的石英产品,进行了选矿提纯试验。首先将试样筛分为+0.6 mm、0.1～0.6 mm、-0.1 mm 3个粒级。-0.1 mm粒级作为尾矿直接抛弃;0.1～0.6 mm粒级采用磁选—浮选—酸浸工艺流程进行试验,首先经高梯度强磁选除铁,非磁性产品以草酸为抑制剂、十二胺为捕收剂,经1粗1精反浮选去除云母,浮选精矿以盐酸和硫酸的混合酸为浸出剂,在酸浸温度为60℃、酸浸时间为6 h条件下酸浸提纯后,获得SiO2含量为99.79%、杂质Fe2O3含量为73.70×10-6、白度为90.93%的石英砂,既可以作为光伏玻璃石英砂,也可以作为石英板材;+0.6 mm粒级酸浸后再经色选,可以得到SiO2含量为99.85%、杂质Fe2O3含量为62.65×10-6的石英砂,达到石英板材质量要求。     

山西某金红石矿选矿试验研究

山西某金红石矿采用重选主干流程进行选别,精矿产品TiO2品位为90%左右,但金红石(TiO2)的回收率不足50%。为提高金红石的选矿回收率,开展了以浮选为主干流程的选矿工艺研究。确定的选矿方案为两次浮选抛尾─金红石浮选(一次粗选、两次精选)─浮选精矿除杂(弱磁选—强磁选—重选)。全流程试验结果表明:采用浮选主干流程大大提高了精矿TiO2的回收率,总精矿TiO2回收率为69.25%,金红石矿物的回收率达到86.42%,其中精矿1含TiO289.58%、TiO2回收率46.84%;精矿2含TiO280.53%、TiO2回收率22.41%。同时综合回收了磁铁矿和钛铁矿。     

碱处理对脉石英酸浸提纯影响试验研究

随着光伏新能源、电子信息等领域的快速发展,高纯石英砂的应用领域越来越广泛,需求量逐年增大,可加工高纯石英砂的高品质石英矿原料逐渐减少,针对中低品质脉石英的选矿提纯技术的开发至关重要。论文在脉石英常规提纯方法基础上,使用碱浸辅助处理,以提高中低品质脉石英的纯度,对高纯石英砂的制备技术开发具有重要意义。论文开发出焙烧-水淬-磁选-浮选-碱处理-酸浸的提纯工艺,系统研究了碱处理条件对酸浸精矿质量的影响,结果表明,使用KOH溶液、碱处理温度为40℃、KOH溶液浓度为0.5mol/L、处理时间为4h的条件下,获得最佳提纯效果,石英精矿中Al含量由常规工艺获得的296.79μg/g降低为245.49μg/g。扫描电子显微镜分析得出,在经过碱处理之后,脉石英表面被碱溶液部分侵蚀,使得在酸处理过程中酸溶液可以更好的与杂质矿物接触,以对杂质矿物达到更好的去除效果。     

枣阳原生金红石矿选冶新工艺

针对枣阳原生金红石矿特点,用磁选—重选—浮选相结合的联合工艺流程进行分选,磁选可抛除20%左右的磁性矿物,非磁性产品经螺旋溜槽进行脱泥后进入浮选作业,用苯乙烯膦酸和正辛醇作组合捕收剂,经一次粗选、两次精选和两次扫选可得TiO_2品位为70.98%,作业回收率为88.60%的浮选精矿。浮选精矿经磁选焙烧酸洗后,最终精矿TiO_2品位为89.53%,回收率为74.78%。     

白钨常温浮选工艺及药剂研究

对白钨矿和黑钨矿均具有良好捕收作用的捕收剂及含钙脉石的有效抑制剂是实现钨矿物常温浮选的两个关键因素。本文详细研究了这两个因素 ,确定了合理的工艺流程和药剂制度 ,成功实现了钨矿物的常温浮选 ,一次粗选、两次扫选和五次精选得到的混合精矿经黑钨矿、白钨矿磁选分离和酸浸作业 ,最终得到含WO371.83 %、回收率 56.2 3 %的白钨精矿和含WO366.61%、回收率 2 7.30 %的黑钨精矿 ,总钨回收率达 83 .53 %。     

四川某石英矿选矿提纯试验研究

对四川某地石英砂矿进行了选矿和化学提纯试验研究,最终通过采用磨矿、强磁、浮选、酸浸等工艺,脱除了石英中的杂质元素,获得的石英精矿SiO2含量≥99.95%、Fe2O3≤0.001%、Al2O3≤0.01%,达到了高纯石英砂的标准。     

陕西某石英砂工艺矿物学及可选性实验

陕西某地石英资源丰富,开展矿物学研究有利于其高值高效利用。基于偏光显微镜、ICP、XRD、EPMA等现代测试技术分析了石英砂化学成分、矿物组成、粒度分布及杂质元素赋存状态等工艺矿物学特征,确定“重选-磁选-擦洗-浮选-酸浸”提纯实验工艺流程,并进行了可选性实验研究。该石英砂原料经提纯除杂,SiO₂含量由99.64%提高到99.90%,杂质总含量由3395.80 μg/g下降至909.85 μg/g,可作为高质量石英砂用于光伏玻璃原料。      

某银锰矿选矿工艺试验研究

对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,银的载体矿物主要分两类:一类是独立银矿物,一类是独立银矿物的宿主矿物,锰的载体矿物主要是锰的氧化物。采用“一次粗选、一次精选、二次扫选”全硫混合浮选流程,可获得含Ag6603g/t,含Pb1.94%,含Zn2.04%,银回收率为78.51%、铅回收率41.84%、锌回收率68.36%的银精矿;采用磁选工艺流程,可获得含Mn20.31%,Ag313.10g/t的磁选精矿,混合浮选—磁选联合工艺能使银、锰回收率分别达到95.34%、91.39%。在优化的浸出条件下,对浮选尾矿采用酸浸的方法回收锰,锰的浸出率能达到78.87%,铁的浸出率为47.50%。     

盐酸浸出赤泥分离有价金属的工艺研究

本文研究盐酸浸出赤泥中有价金属元素的技术.实验结果表明,低浓度的盐酸浸出赤泥当中的Fe和Sc能取得高浸出率,同时与Ti的分离效果好.最佳工艺条件是盐酸浓度为2.0mol/L,盐酸过量系数为0.15,浸出时间为2.5h,搅拌速度400r/min,Fe的浸出率可以达到95.6％,Sc的浸出率在70％以上,Ti的回收率为99.5％.     

乌干达某金矿选矿试验研究

东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到：在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%；“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到：再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。     

提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

辽宁某钨选厂矿石中WO₃的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO₃品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO₃品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO₃品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO₃品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。     

东鞍山赤铁矿载体浮选试验研究

对东鞍山赤铁矿的载体浮选试验研究表明, 当油酸钠浓度为2.5×10^-4 mol/ L、辛基羟肟酸钠浓度为1.2×10^-4mol/ L、pH 值为8、载体粒度为-50 +25 μm、载体比例为40%时, 浮选分离-10 μm 赤铁矿和-10 μm 石英人工混合矿(TFe 品位35.00%), 能获得-10 μm 赤铁矿回收率90.76 %, 精矿铁品位64.20%, 尾矿铁品位6.73 %的分离指标。     

某低品位高钙型菱镁矿选矿技术工业应用研究

针对甘肃某低品位菱镁矿含钙脉石矿物(白云石)含量高、嵌布紧密、浮选提纯困难等问题,对其进行选矿试验研究,最终确定了"反浮选脱硅-正浮选降钙-酸浸深度降钙"的原则流程,以BK433与BK434为反、正浮选捕收剂,针对MgO品位43.96%,杂质CaO含量3.91%和SiO_2含量0.28%的原矿,浮选工业试验获得了MgO含量46.04%的菱镁矿精矿,CaO和SiO_2含量分别降低到1.60%和0.05%,MgO回收率为70.09%,进一步酸浸降钙可获得MgO品位47.23%,杂质CaO含量0.30%~0.37%、SiO_2含量0.05%,Fe_2O_3含量0.03%的高纯菱镁矿精矿,本研究为特级耐火材料和高附加值氧化镁的生产提供了试验依据。     

石英粉去除铝、钾、钠的研究

采用浮选法和超声波酸浸法去除石英粉中的铝、钾、钠杂质,用原子吸收分光光度计分析经浮选和酸浸处理的样品中铝、钾、钠杂质的含量。结果表明,较佳的除杂工艺参数是:在pH=2,十八胺浓度范围为8.0×10-7～8.0×10-6mol/L,十二烷基磺酸钠的浓度为4×10-6mol/L时浮选;浸出的混合酸为18%的盐酸和2%的氢氟酸,浸出温度为50℃,超声波酸浸处理1h。在此条件下,可使石英中铝含量从128×10-6下降到14×10-6,钠含量从114.7×10-6下降到1.2×10-6,钾含量从8.6×10-6下降到0.4×10-6,达到高纯石英砂的标准。     

某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿分选尾矿中钨的选矿试验

通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO₃品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO₃品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。     

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。     

餐饮废油制备JZQ-F捕收剂反浮选赤铁矿石试验研究

随着人们生活水平的提高,餐饮废油产量日益增大,其利用途径引起社会的广泛重视。若能用餐饮废油制备矿产品浮选药剂,则可实现餐饮废油的大宗利用。北京科技大学相关课题组经水浴加热、沉淀+离心除杂、脱色、皂化、萃取、酸化、水洗、改性等工序制得脂肪酸类捕收剂JZQ-F,用其对粒度为-200目占92.23%,Fe品位为43.91%,SiO_2含量为32.99%的鞍钢集团东鞍山烧结厂弱磁选—强磁选混合铁精矿进行了反浮选脱硅试验,结果表明,在矿浆pH=11(NaOH用量为1 200 g/t),苛性淀粉用量为1 350 g/t,CaO用量为600 g/t,JZQ-F用量为450 g/t情况下,采用1粗1精3扫流程处理混合铁精矿,可得到铁品位为66.58%、铁回收率为73.63%的反浮选铁精矿。动电位研究表明,矿浆pH=10~12,JZQ-F在石英表面发生了化学吸附,提高了石英表面的疏水性,而JZQ-F在赤铁矿表面不发生吸附,这为磁选铁精矿中石英与赤铁矿的分离创造了条件。红外光谱研究表明,只有被CaO活化的石英才可与JZQ-F发生化学吸附,因此,用JZQ-F反浮选脱除磁选铁精矿中的石英,必须用CaO对石英进行活化。