新疆某微细粒浸染型金矿浮选试验研究

新疆某矿石中的金矿物为微细粒浸染型，金矿物平均粒径为9.81μm,在磨矿细度0.075 mm含量75%条件下金的解离特征为连生金含量为52.25%,单体金含量为11.25%,包裹金含量为36.50%。本试验主要探索通过浮选方法回收矿石中金的可行性。通过试验，在磨矿细度为0.075 mm含量75%、浮选浓度30%、捕收剂DT-2用量105 g/t、浮选时间12 min、粗选pH值8.5条件下，采用一粗二精二扫工艺可获得品位为9.48 g/t的浮选金精矿，回收率为59.23%。     

综合回收某低品位磷铁矿石中磷和铁的试验研究

辽宁某低品位磷铁矿石中可回收元素为铁和磷,铁品位8.69%、磷品位2.79%,铁和磷主要以磁铁矿和磷灰石形式存在。试验采用磁浮联合流程,磁选为一粗一精、浮选为一粗一扫三精正浮选流程,在磨矿细度为-0.074mm占70%,磁场强度12kA/m,碳酸钠为pH值调整剂,调pH至7.5,水玻璃用量1500g/t,捕收剂改性氧化石蜡皂用量1000g/t的条件下,获得铁精矿铁品位为66.97%、铁回收率为67.28%,磷精矿磷品位为35.97%、磷回收率为79.03%的选矿试验指标。     

某高硫细粒萤石矿浮选试验研究

针对共生密切、粒度细、含杂高萤石矿的回收技术难题,对某萤石矿进行了大量的试验研究。浮选条件试验结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占85%,碳酸钠用量为2kg/t,T31用量为1.5kg/t,油酸用量为300g/t,粗精矿再磨细度为-0.038mm占94%时,萤石回收指标最好。并在此基础上进行了闭路试验,最终得到品位为97.17%,回收率为87.13%的萤石精矿,获得了较好的浮选指标。     

超贫钒钛磁铁矿综合回收铁磷选矿工艺研究

对某地超贫钒钛磁铁矿中的铁及伴生磷进行了弱磁选回收铁、浮选回收磷的试验研究。结果表明,原矿在第一段磨矿细度为-200目占50%、第二段磨矿细度为-200目占80%的条件下,通过弱磁选可获得铁品位64.42%、回收率为55.45%的铁精矿;磁选尾矿经一次粗选三次精选一次扫选,可获得品位P2O535.36%、回收率93.83%的磷精矿。     

回收承德某铁尾矿中低品位磷矿的试验研究

对承德某铁尾矿原矿性质的研究表明,该铁尾矿中含有磷和钛两种可回收元素,其中磷以磷灰石的形式存在,且嵌布粒度较粗,钛主要为钛铁矿,嵌布粒度细。因此本研究提出先浮选回收磷再选钛的工艺流程。在回收磷的试验中,研究了1次粗选和精选时各个影响因素,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占52.1%,p H=8.5~9,水玻璃用量800 g/t,AW-01用量800 g/t,矿浆质量分数30%,粗选时间3 min,精选时水玻璃用量50 g/t,AW-01用量100 g/t,矿浆质量分数为25%的试验条件下,采用1次粗选3次精矿的浮选工艺流程,可获得磷品位为32.74%,回收率为86.11%的磷精矿,同时尾矿中磷品位降至0.31%。     

川西地区某锂辉石矿选矿试验探讨

对川西某锂辉石矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了重选试验、浮选试验以及含铁锂辉石精矿再选降铁试验,提出了采用重选加磁选回收钽铌矿物及锡石,浮选回收锂辉石的工艺流程。采用螺旋溜槽粗选、摇床精选得到钽铌和锡石混合精矿,通过磁选可有效分离钽铌矿物和锡石,最终获得精矿品位Ta_2O_5为19.66%、回收率43.78%,SnO_2品位为67.56%、回收率45.53%的指标;采用碳酸钠和氢氧化钠调浆,氧化石蜡皂、环烷酸皂为捕收剂,经一粗二扫的浮选流程可得到精矿品位Li_2O为6.04%,回收率85.88%的较好指标;对含铁锂辉石精矿经过弱磁、强磁选别后,再经酸洗处理,可提高锂辉石精矿品位,降低其铁含量。     

甘肃酒泉某尾矿的选矿实验研究

甘肃酒泉某公司尾矿金品位0.85 g/t,银品位为5.46 g/t,通过借鉴比较、单因素条件实验等工作,最终确定采用浮选流程产出含金、银精矿。浮选采用一次粗选,三次精选和三次扫选,浮选条件为:-0.074 mm 90%,碳酸钠用量1000 g/t,硫酸铜用量为100 g/t,捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(1:1)用量为100 g/t+100 g/t。精矿中金银品位分别为:31.6 g/t、106 g/t,金银的回收率分别为57.88%、30.99%。选矿实验实现了废弃资源的二次利用,促进了金、银循环经济的发展。     

云南某高硫铜金矿石选矿实验研究

为了提高云南某高硫铜金矿石中有益金属的综合回收利用率,对其进行了选矿实验研究.该矿石中铜品位为5.14%、硫品位为16.96%、金品位为0.3 g/t.针对其矿石特点,采用浮选混浮铜硫、磁选铜硫分离、重选富集含金铜精矿的浮选-磁选-重选联合工艺流程,最终得到3个精矿产品.闭路实验获得了较好的指标,铜精矿Ⅰ铜品位为28.64%,含金1.21 g/t;铜精矿Ⅱ铜品位为25.31%,含金0.64 g/t,铜总回收率为98.53%;硫精矿中硫品位为39.93%,回收率为46.08%;可计价金的回收率为30.43%.该工艺在不添加石灰的情况下实现了铜硫的高效分离.     

承德某地区铁尾矿回收磷试验研究

本文对承德某选矿厂的铁尾矿进行了磷矿物回收的浮选试验研究。对原矿进行了化学成分、主要矿物、尾矿粒度等性质的研究,其中尾矿细度为-0.074 mm质量分数占8.94%,主要回收矿物为磷灰石,P2O5质量分数2.11%。研究结果表明,在尾矿磨至-0.074mm质量分数占52.17%,pH=8.5,水玻璃用量900g/t,aw-01用量700g/t,矿浆质量分数为30%的条件下,采用1次粗选、3次精选的开路浮选试验,获得了品位为31.66%,回收率为84.58%的磷精矿,同时浮选尾矿中磷的质量分数降至0.34%,提高了铁尾矿中伴生矿物磷资源的回收率。     

反射炉炼铜渣回收铜技术探索

在铜熔炼反射炉渣中铜铁赋存状态分析基础上,采用常规选矿和火法贫化工艺对反射炉水淬渣进行回收铜技术探索.研究结果表明,水淬渣含1.06%铜和36.41%铁,铜、铁、硅矿物紧密共生,相互交织,铜矿物的结晶粒度多数低于5 μm,在Na2S用量800 g/t、混合捕收剂用量240 g/t、浮选时间6 min、磨矿细度95%为-0.074 mm矿浆浓度30%的浮选条件下,渣精矿品位4.54%,回收率达64.65%,常规选矿工艺难奏效.吹炼转炉渣返回贫化作业会导致反射炉渣含铜较高,添加一定量黄铁矿精矿,采用热渣排放方式能有效降低渣含铜.     

响应曲面法优化某氧化铜矿硫化浮选

对云南某地难选氧化铜矿进行了SEM,XRD表征和铜物相分析,确立了硫化浮选的选矿工艺,进行了单因素实验,并通过响应曲面法优化浮选条件.结果表明,响应曲面法优化精矿铜品位和回收率模型p值均小于0.05.磨矿细度和磷酸乙二胺用量对铜精矿回收率有显著影响,磷酸乙二胺用量对铜精矿品位影响显著.响应曲面法优化的最佳浮选条件为磨矿细度小于0.074mm颗粒占86.07%、硫化钠用量2012.75 g/t、磷酸乙二胺用量132.19g/t,该条件下得到回收率79.007%、品位22.156%的铜精矿,浮选实验结果与响应曲面法优化结果基本一致.根据优化的浮选条件进行浮选闭路流程实验,所得铜精矿含铜21.93%,回收率为76.23%.     

某含铜金黄铁矿综合回收试验研究

某含铜金黄铁矿中有用元素种类较多,其中铜硫等矿物分布极不均匀,且嵌布粒度较细,黄铜矿主要分布于黄铁矿的次生微细裂隙中,或存在于胶状黄铁矿中,回收困难。为有效回收矿石中的有用元素,研究采用铜硫混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离的原则流程,最终可获得品位为19.66%、回收率为67.62%的铜精矿,其中金的品位为16.30g/t、回收率为17.79%;还可获得品位为49.48%、回收率为80.67%的硫精矿,其中金的品位为1.27g/t、回收率为53.48%;对浮选尾矿进行磁选,可得到品位为62.30%、回收率为40.29%的铁精矿。本研究可实现矿石中Cu、S、Au和Fe等元素的有效回收,对同类矿石的综合回收有重要的参考意义。     

贵州某硫铁矿浮选工艺研究

采用浮选工艺分选贵州某硫铁矿,试验结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占79.44%,捕收剂GY用量为380g/t,2#油用量为150g/t的条件下,采用一次粗选、一次精选、一次扫选闭路浮选工艺流程,可获得硫分质量分数为45.36%、回收率为80.55%的硫精矿,尾矿中硫分质量分数仅为2.96%、损失率为19.45%。     

提高菱镁矿浮选回收率试验研究

菱镁矿是我国重要的矿产资源,近年来浮选法选别菱镁矿发展较快,但是目前浮选法提纯菱镁矿时矿物回收率普遍偏低。在磨矿细度-0.074mm质量分数为70.1%,pH值为5.5,六偏磷酸钠用量为150g/t,水玻璃用量为500g/t的条件下,改进常规浮选流程,采用1粗2精反浮选、第2次精选尾矿再选的选矿工艺流程,对辽宁海城某原矿MgO(IL=0)品位为92.32%的菱镁矿进行浮选试验研究,获得MgO(IL=0)品位为96.56%、回收率为83.10%的选别指标,和1粗2精浮选流程相比,在精矿质量相近的情况下,回收率提高6.55%。该浮选工艺简单、易行,可有效提高菱镁矿资源利用率,减少尾矿排放量。     

从陕西某尾矿中回收硫铅金的研究

针对陕西某尾矿中含有可以回收的硫、铅和金等有价元素,结合矿石性质,采用"重选预富集—混合浮选—硫铅分离"工艺对该尾矿进行了综合回收试验,最终获得品位为43.7%,回收率为81.12%的硫精矿和金铅混合精矿,其中铅品位为42.50%,回收率为69.10%,铅精矿中含金18.99g/t,其回收率为39.90%。本研究对类似尾矿的综合利用有一定的参考意义。     

云南某中低品位胶磷矿浮选试验研究

对云南某中低品位胶磷矿进行了浮选试验研究,探索了磨矿细度、硫酸用量、磷酸用量、捕收剂(YP6-2B)用量对浮选指标的影响,结果表明:采用1粗1精开路单反浮选工艺流程,在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占90.56%、H 2 SO 4用量为15.0 kg/t、H 3 PO 4用量为3.5 kg/t、YP6-2B用量为1.5 kg/t的条件下,P 2 O品位为22.46%、MgO品位为5.32%的原矿经浮选后可获得P 2 O 5品位为28.26%、MgO品位为0.91%、P 2 O 5回收率为82.22%的精矿指标。     

某复杂低品位硫铁矿选矿工艺研究

某复杂低品位硫铁矿矿石性质复杂,结构构造多样,硫、铁矿物主要赋存在黄铁矿、磁铁矿和磁黄铁矿中,分选难度较大,为合理开发该矿产资源,本文对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用"优先浮硫—尾矿磁选收铁"工艺,在原矿含硫13.62%、含铁21.52%的基础上,闭路试验可获得含硫41.35%、硫回收率83.37%的硫精矿,含铁64.86%、铁回收率76.35%的铁精矿,试验指标良好,硫、铁矿物得到了较好的综合回收。     

含稀土高镁中低品位胶磷矿反浮选试验研究

针对贵州织金含稀土高镁中低品位胶磷矿,采用自制脱镁捕收剂AB进行了反浮选脱镁富磷试验研究。结果表明,采用1粗2精反浮选闭路流程,在磨矿细度为-0.074mm质量分数占84.68%、抑制剂硫酸用量为18kg/t、捕收剂AB用量为900g/t的条件下,获得了P2O5品位为32.70%、P2O5回收率为82.59%、MgO质量分数为1.39%、MgO脱除率为91.62%、REO品位为0.137%、REO回收率为94.53%的精矿指标。试验结果可为该类含稀土磷矿资源的合理开发利用提供借鉴。     

四川某磷矿选矿试验对比研究

根据对四川省某磷矿勘查区中低品位矿石所做的选矿试验,确定适合该矿区的选矿流程为正反浮选工艺流程,磨矿细度为-200目质量分数占92.30%,浮选温度25℃,在原矿品位为P_2O_518.85%时,获得的闭路工艺指标为,精矿产率65.10%,精矿品位P_2O_530.11%,回收率80.01%,MgO0.89%。结合相邻矿山的对比试验情况,采用正反浮选工艺流程具有较好的经济效益,适合该矿山的开发利用。     

重液分选—浮选联合工艺回收宜昌磷矿

宜昌中低品位胶磷矿采用重介质选矿,获得精矿的回收率较低,且筛下的细粒级没有加以回收,因此,磷资源的损失较高。为了提高资源的利用率,采用重选联合浮选工艺流程,对宜昌中低品位胶磷矿进行试验。在分选密度为2.85g/cm3的条件下,重液分选精矿P2O5品位为32.96%,回收率为57.36%;合并筛下细粒级和重液分选的尾矿进行浮选回收,试验采用正浮选一粗一精一扫,反浮选一粗一扫的工艺,获得的精矿品位为30.76%,回收率为31.69%;最终精矿的品位达到32.14%,回收率达到89.05%。试验结果在一定程度上可为宜昌磷矿的合理高效利用提供参考依据。