湖北某地金红石选矿新工艺试验研究

根据湖北某地粗粒嵌布的金红石矿的性质特点,在工艺矿物学和详细条件试验研究的基础上,制定了一种新的选矿工艺流程(磁选-脱泥-浮选),先对矿石磁选抛尾,脱泥后进行浮选,再对浮选精矿进行除杂处理,最终获得高品质的金红石精矿,其品位在90%以上,回收率70%以上,显示出该工艺流程的合理性及先进性,对同类矿石具有一定的参考价值。     

低灰浮选尾煤的磨矿脱泥浮选工艺试验研究

针对河北唐山地区煤炭黏土含量大、多高灰细泥、浮选效率低的问题,采用磨矿、小锥角水力旋流器脱泥、分步释放浮选等试验方法进行了浮选工艺试验研究。结果表明：采用150 mm与75 mm旋流器串联脱泥工艺,底流和溢流灰分差值为13.05%,说明旋流器串联脱泥工艺起到了较好的效果,能分离部分高灰细粒级煤泥,对底流进行分步释放浮选试验研究,在保证精煤质量前提下,精煤产率也相应得到提高,说明采用小锥角水力旋流器对原煤泥进行浮选前脱泥,能够有效降低高灰细粒级对浮选的影响,提高精煤的浮选效率;浮选尾煤灰分仍然较低,为38.27%,对低灰尾煤进行磨矿-脱泥-浮选试验,精煤产率为35.47%,综合精煤产率（占全级）相比较原煤泥直接浮选提高率达54.20%。     

某难选金红石矿选矿试验研究

某金红石矿品位较低,嵌布粒度细,属难选微细粒金红石矿。本文采用浮选抛尾作为金红石选别的预选作业,可一次性抛尾72.27%;抛尾后的粗精矿再采用重选、再磨酸浸、浮选的工艺流程,获得了含TiO290.28%、回收率为47.37%的金红石精矿。     

陕西某微细粒难选金红石矿选矿试验研究

陕西某金红石矿嵌布粒度细微, 被绿泥石等脉石矿物紧密包裹, 分选难度大。采用浮选为主, 浮选-重选联合抛尾, 粗精矿再磨, 酸洗、浮选的工艺流程, 可获得TiO₂品位为90.31%, 回收率为47.36%的金红石精矿。浮选抛尾72.27%, 重选抛尾21.74%, 浮选-重选联合共抛尾94.01%, 只有6%左右的粗精矿进入精选。该工艺的特点是: 粗选大量抛尾、粗精矿再磨再选即“阶段磨矿阶段选别”, 可以降低选矿成本, 减少工艺的复杂性。     

浮选尾煤再选试验研究

以钱家营选煤厂浮选尾煤为对象,进行再选试验研究。对煤样进行粒度分析,发现高灰细泥含量很高,决定采用反浮选预先脱泥,并探索了药剂用量对反浮选效果的影响;脱泥后的产品进行磨矿再选,工艺流程为:"反浮选─磨矿─再选"流程,最终得到了灰分为13.96%,产率为25.96%的精煤,采用该流程处理浮选尾煤可提高选煤厂经济效益。     

永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究

针对永州某地高泥细粒的贫赤铁矿采用选择性絮凝脱泥-强磁抛尾-阳离子反浮选组合新技术进行了选矿工艺研究。试验结果表明, 原矿经聚丙烯酰胺絮凝脱泥, 磁场强度960 kA/m下强磁选别, 得到含铁55%、回收率为85%的磁铁精矿; 后经GE-609A阳离子反浮选, 获得了品位为59.8%、回收率为94.2%的铁精矿。     

复杂多金属尾矿伴生金银铁综合回收试验研究

为综合回收某复杂多金属浮选尾矿中伴生的金银铁,分别开展了磁选、全泥氰化浸出、反浮选试验研究。结果表明,优先采用强磁预选抛尾的方法对含铁矿物进行富集,再采用先回收金银后选铁的方案较好。矿石在“强磁抛尾-全泥氰化浸出-弱磁选铁-强磁选铁,磁铁精矿反浮选脱硫”的联合工艺下,金、银浸出率分别达85.32%和72.13%,并获得TFe品位为62.01%,TFe回收率为11.04%,含硫量为0.25%磁铁精矿,及TFe品位为45.30%,TFe回收率为18.54%铁精矿产品。     

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。     

某高钙镁硅酸盐型铜矿石脱泥方法试验研究

针对高含量细泥对承德某硫化铜矿选矿指标的不利影响,对该铜矿石分选的脱泥方法及泥的处理方式进行了探索试验。通过加入起泡剂的浮选脱泥、物理脱泥、两段泥混合处理和两段泥单独处理的对比试验,确定的工艺流程为先采用一段粗磨后加入起泡剂的浮选脱泥,再磨后采用38μm分级的物理脱泥得到第一段泥、第二段难选-38μm的细泥和第二段+38μm脱泥后的颗粒,将3种产物分别处理,得到铜精矿品位18.023%,回收率78.594%。     

东北某钾长石除杂试验研究

通过对钾长石原矿进行工艺矿物学分析,查明了主要杂质矿物及其赋存状态;采用"脱泥+反浮选"的除杂工艺流程,对脱泥和反浮选过程中的主要影响因素和试验流程进行研究。在-200目含量占75%、脱泥筛尺寸为400目、ZB-1用量为400 g/t,硫酸用量为200g/t,十二胺用量为300 g/t的条件下,取得了产率65.92%和含Fe量0.12%的钾长石精矿产品。     

钾矿反浮选脱泥技术初探

为了脱除钾混盐中的黏土矿泥,对反浮选脱泥工艺进行了初步探索,考察了浮选药剂和擦洗对脱泥效果的影响。研究结果表明,原矿经过两次擦洗,采用10 g/t的高分子聚合物X2和2.5 g/t的含乙氧基的脂肪胺C2,矿泥的脱除率可达到68.56%。     

河南某长石矿选矿试验研究

对河南某长石矿进行了矿物组成分析、物相分析和多元素分析,通过磨矿细度、磁选、脱泥粒度、浮选等试验研究,确定了 “磨矿-脱泥-强磁选-脱泥-反浮选除铁-长石浮选”的工艺流程。结果表明,该选矿工艺最终可获得产率49.98%、K₂O品位11.12%、TFe含量0.20%的长石精矿以及产率12.75%、SiO₂品位96.54%的石英精矿。     

浮选入料脱泥池在潘一矿选煤厂的应用研究

为解决潘一矿选煤厂浮选入料中细泥含量高、灰分高的问题,采用浮选入料脱泥池对其进行选前脱泥。介绍了浮选入料脱泥池的结构、工作原理及特点,并对其底流量进行了优化试验。试验结果表明,脱泥池底流细泥产率与分选完善指标之间存在负相关关系,底流中细泥产率每降低一个百分点,分选完善指标就增加0.73个百分点;脱泥池入料灰分较低时,将底流流量控制在400 m3/h左右是合理的,当入料灰分在>40%时,更应该如此。     

齐大山反浮选尾矿理化性质及再选工艺研究

应用X射线衍射、化学多元素、粒度和金属分布、光学显微镜等研究分析方法,对齐大山反浮选尾矿的化学元素组成、粒度分布特征及单体解离度特征等理化性质进行了系统研究,并对该尾矿进行了再选研究。结果表明:尾矿中铁矿物以赤铁矿为主,主要富集于细粒级中,主要脉石矿物为石英。再选试验采用脱泥-筛分-重选-磁选-反浮选联合工艺对尾矿进行回收,反浮选尾矿经过脱泥-筛分后再进行螺旋溜槽重选可获得铁品位为65.48%、铁回收率为16.88%的重选精矿,铁品位为30.45%、铁回收率为54.51%的磁选精矿给入反浮选作业;选用NaOH为调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂和LKY为捕收剂,经过一次粗选、两次精选,可获得铁品位65.36%,铁回收率为31.04%的反浮选精矿。最终实现了齐大山反浮选尾矿中铁矿物的有效回收。     

从萤石尾矿中回收石英的试验研究

为在湖南某萤石尾矿中分选出高纯度石英精矿,本研究脱除杂质以提纯石英为原则,综合考察了磁选、反浮选以及预先脱泥的试验条件。结果表明,未预先脱泥条件下,流程采用磁选脱铁—反浮选脱硫—反浮选脱氟—反浮选脱云母,可以得到SiO₂品位98.66%、回收率66.07%的石英精矿。在此基础上预先脱除15.44%矿泥后,可以得到SiO₂品位99.11%、回收率58.16%的石英精矿。利用萤石尾矿回收高纯度石英的工艺流程能够显著降低尾矿堆存量,同时具有较强的经济效益。      

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。      

复杂微细粒镜铁矿强磁—脱泥—反浮选试验研究

针对某复杂微细粒镜铁矿进行了强磁、重选、浮选等多种选矿工艺方案对比试验,结果表明,采用强磁-脱泥-阴离子反浮选联合流程,可获得比较满意的选矿技术指标(铁精矿产率40.84%、品位60.63%、总回收率62.50%),对开发类似复杂难选镜铁矿具有一定的参考、借鉴作用。