云南某铜钼矿浮选工艺流程试验研究

在对云南某铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,比较了三种不同的选矿工艺流程对分选效果的影响。试验结果表明,通过"原矿粗磨—铜钼混合浮选—粗精矿再磨精选—铜钼分离"工艺流程,可以获得产率0.022%、钼品位44.90%、钼回收率88.78%的钼精矿和产率1.848%、铜品位25.83%、铜回收率89.66%的铜精矿。     

Blashale promoter捕收剂浮选黑色岩系镍钼矿的试验研究

黑色岩系镍钼矿为非常难以利用的矿产资源,为了开发利用此资源,采用B lashale promoter新型捕收剂对某黑色岩系镍钼矿进行了浮选试验研究。通过条件浮选试验和探索试验,确定了最佳药剂制度和开路浮选流程,并在最佳条件下做了闭路试验,获得了钼品位9.58%,回收率达82.63%的浮选指标,为下一步利用此资源创造了条件。     

某铜钼矿选矿试验研究

在分析了原矿化学多元素、磨矿粒度特征、矿石的物质组成及其特点的基础上,进行了磨矿、捕收剂用量、粗精矿再磨细度、铜钼分离抑制剂用量、开路和闭路试验研究,提出某铜钼混合浮选-粗精矿再磨-铜钼再分离精选流程,并取得了较好的指标。     

某铜钼矿选矿试验研究

在分析了原矿化学多元素、磨矿粒度特征、矿石的物质组成及其特点的基础上,进行了磨矿、捕收剂用量、粗精矿再磨细度、铜钼分离抑制剂用量、开路和闭路试验研究,提出某铜钼混合浮选—粗精矿再磨—铜钼再分离精选流程,并取得了较好的指标。     

某低品位钼矿选矿试验研究

钼矿是重要的战略资源,我国钼矿资源储量较大,但品位低,开发利用水平相对落后。根据河南某低品位钼矿矿石性质,采用粗磨粗选,粗精矿两段再磨精选的工艺流程进行选矿试验,取得了钼精矿品位47.23%,回收率81.51%的理想指标。     

某钼矿浮选工艺试验研究

采用浮钼新药剂GM06和合理的选矿工艺流程,从含Mo0.124%原矿,获得钼精矿含钼50.28%、钼回收率85.32%的技术指标,使钼得到了有效回收。     

湖北某铜钼矿浮选试验研究

对湖北某铜钼矿进行了浮选试验研究。通过条件试验确定了丁基黄药和新型捕收剂DY的合适用量, 考察了石灰用量对选别指标的影响。闭路试验结果表明, 以DY为捕收剂时, 可获得精矿铜品位25.50%、钼品位0.60%、铜回收率91.87%、钼回收率72.39%的选别指标; 以丁基黄药为捕收剂时, 可获得精矿铜品位25.12%、钼品位0.42%、铜回收率92.02%、钼回收率51.31%的选别指标。新型捕收剂DY对铜的选别指标与丁基黄药接近, 对钼的选别指标显著优于丁基黄药。     

黑龙江某铜钼矿石混合浮选试验研究

针对黑龙江某铜钼矿石品位低、嵌布粒度较细且不均匀的特点,试验研究采用铜钼混合浮选、粗精矿再磨再选的选矿工艺,当原矿铜品位0.61%、钼品位0.013%时,获得混合精矿含铜23.59%、钼0.31%,铜回收率90.02%,钼同收率70.27%的良好指标.     

新疆某钼矿选矿试验研究

分析了新疆某钼矿的矿石性质,进行了粗选条件试验,对比研究了一段磨矿、一段再磨和二段再磨工艺。结果表明,通过二段再磨、8次精选,钼精矿品位为44.31%,回收率81.96%。     

辽宁某难选钼矿石浮选试验

辽宁某难选钼矿石主要有用矿物为辉钼矿,脉石矿物为石英、长石、绿泥石、方解石、铝土矿等,矿石中主要有价金属元素为钼。为合理开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,采用原矿磨细至-0.071 mm占60%,在水玻璃用量为2 000 g/t、煤油用量为200 g/t、2号油用量为70 g/t条件下粗选,粗精矿细磨至-0.071 mm占94%,经3次精选,粗选尾矿经1次扫选的流程,可以获得钼品位为45.25%、回收率93.56%的钼精矿,为合理开发利用该矿石提供了依据。     

RSM优化硫化锑矿浮选试验研究

本文将RSM应用于硫化锑矿浮选试验的条件优化,为RSM在锑矿选矿中的应用提供参考和借鉴。原矿经磨矿后经硫酸铜活化,以丁胺黑药和丁基黄药按1∶1混合作为捕收剂,采用RSM对试验进行设计,经回归分析和优化预测,得到最佳浮选条件为:磨矿细度为-0.074mm占64.46%,硫酸铜用量为234.42g/t,捕收剂用量为173.24g/t。并在最佳试验条件基础上进行闭路试验,最终得到锑品位51.16%,产率8.66%,回收率93.84%的锑精矿。     

东川某铜锌多金属矿石浮选试验

东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高。为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿。     

难选萤石矿矿石浮选工艺研究

针对该萤石矿嵌布粒度极细的特点,采用一段磨矿、一粗七精的浮选流程,可获得含CaF298.80%、SiO20.95%、回收率为78.02%的萤石精矿产品,得到了比较满意的结果。     

贵州某卡林型金矿浮选工艺研究

贵州某难处理卡林型金矿采用原矿加温常压碱浸—全泥氰化炭浆法提金工艺,虽金回收率可达85%以上,但生产成本较高,工艺稳定性差,导致企业经济效益差。本研究通过浮选流程、调整剂的优化研究,采用直接细磨浮选和阶段磨选工艺,取得较好的选矿技术指标。采用一段细磨浮选,可获得金品位51.50g/t、回收率86.98%的金精矿;阶段磨选可获得金品位51.10g/t、回收率88.31%的金精矿,为该矿床高效开发利用提供了工艺依据。     

异极矿氧化锌矿石浮选试验研究

针对云南某地氧化锌矿石褐铁矿含量高、氧化锌以异极矿为主的特点,考察了脱泥条件、硫化钠用量、分散剂种类和用量以及胺种类和用量对异极矿浮选指标的影响。试验结果表明,预先脱泥能够有效改善氧化锌矿石浮选指标。在预先脱除-11μm矿泥,六偏磷酸钠1.67 kg/t,十八胺1.43 kg/t,硫化钠14.28 kg/t的条件下,异极矿氧化锌的浮选回收率可以达到89.15%,对原矿的总回收率达到64.28%,锌精矿品位达28.72%。     

河北某低品位难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿因原矿品位低、萤石与石英嵌布粒度极细、有一定程度的风化而难选,原选矿生产只能获得CaF₂品位在88%左右的精矿,影响销售。为此,对该矿石重新进行了选矿工艺试验研究。试验针对矿石特点,采用一次精选精矿再磨、7次精选的浮选流程,可获得CaF₂品位为97.23%,SiO₂含量为2.36%,CaF₂回收率为70.56%的萤石精矿,提高了精矿质量,为企业扩大产品市场空间提供了技术支持。     

青海某金锑矿浮金试验研究

青海某金锑矿主要可回收利用元素为Au和Sb,金品位为3.50g/t、锑品位1.95%,有用金属矿物主要为辉锑矿和黄铁矿,金的嵌布粒度极细,主要包裹在黄铁矿中。对该矿进行浮选研究,结果表明:原矿磨至-0.074 mm占80.32%时,经一次金粗选,两次金扫选,金粗精矿再磨至-0.037 mm占95.45%时,经三次金精选的浮选闭路试验流程,可获得产率为4.01%,金品位为74.46g/t,锑品位为4.19%,金回收率为85.31%,锑回收率为8.62%的金精矿,产率为95.99%,锑品位为1.86%,金品位为0.54g/t,锑回收率为91.38%,金回收率为14.69%的浮金尾矿,较好地实现了从金锑矿中优先浮选金,浮金尾矿作为选锑原料进一步浮选锑的目的。     

硅酸盐型胶磷矿单一反浮选工艺研究及工业化应用

云南某矿区产的硅酸盐型胶磷矿的SiO_2含量一般在30%以上,堆存数量巨大,使用常规的单一反浮选工艺难以达到要求的精矿指标,但是使用正反浮选工艺或者双反浮选工艺的生产成本又较高,经济效益不理想。从矿石的多元素分析发现,与CaO∶P_2O_5大于1.79的碳酸型磷块岩配矿后使用单反浮选工艺可以获得合格的精矿指标。在此思路上,对两种矿石进行配合比、解离度、磨矿细度和药剂制度的探索研究。当配合比为1∶3,磨矿细度为92%,药剂制度为抑制剂1.5kg/t、调整剂18kg/t、捕收剂3.0kg/t的情况下,最终可以获得P_2O_5品位为28.89%,MgO品位为0.91%,产率62.73%,回收率85.24%的精矿指标。     

萤石常温浮选新技术研究

针对萤石传统捕收剂——油酸的凝固点高，常温下在矿浆中难以分散，必须加热到3012以上才能得到良好的浮选效果特点，研究采用了新型萤石捕收剂，无须加热，在-10℃以上实现常温浮选，省去加热所需的巨大锅炉投资以及燃煤产生的高能耗与环境的严重污染，大大提高企业经济效益；采用粗磨粗选抛尾、粗精矿再磨，使微细粒萤石与石英充分地单体解离；同时采用精选补加硫化钠抑制石英，得到了含硅量低于1．0％，品位高于97％，总回收率高于87％的高品级萤石。