云南某低品位氧化铅锌矿石选矿试验研究

云南某大型铅锌矿低品位氧化带的矿石含铅2.37%,含锌4.60%,铅、锌氧化率均高于90%,以往一直没有开采。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。试验采用硫化—黄药浮铅和脱泥—硫化—新型胺类捕收剂KZF浮锌的工艺流程,取得了铅精矿铅品位39.92%,含锌5.18%,铅回收率61.31%,锌精矿锌品位37.03%,含铅1.23%,锌回收率67.29%的较好工艺指标。

安徽某高硫金矿选矿试验

安徽某含砷高硫低品位金矿石,有价元素为金和硫,为了合理开发利用该矿产资源,试验采用抑硫浮金工艺流程进行选矿试验研究。试验选取石灰作为硫化物抑制剂,以丁基黄药和丁铵黑药组合药剂为捕收剂,在磨矿细度为-0.074 mm 75%的条件下,通过1次粗选、3次精选和2次扫选,最终获得了金精矿品位为25.32 g/t、金回收率为68.52%的满意指标。

国外某铬铁矿选矿试验

为合理开发利用国外某铬铁矿资源,在对该铬铁矿进行矿石性质研究的基础上,进行了大量的试验研究。试验结果表明:通过采用筛分分级—粗粒摇床重选—细粒螺旋溜槽重选—中矿再磨螺旋溜槽重选工艺流程,可获得Cr2O3品位为44.89%、Cr2O3回收率为10.01%的粗粒精矿和Cr2O3品位为46.45%、Cr2O3回收率为83.17%的细粒精矿,取得了较好的选别指标,达到了当地合金厂的产品质量要求。

河北某极贫铁矿石选矿试验

河北某极贫铁矿石铁品位仅15.69%,铁的赋存形式主要为磁铁矿(50.16%)。为了给该矿石的开发提供技术支撑,采用干式预选—阶段磨矿—阶段弱磁选和干式预选—阶段磨矿—细筛—阶段弱磁选流程就矿石中磁铁矿的回收进行了选矿试验,分别获得了铁品位为66.12%,铁回收率为50.14%和铁品位为66.20%,铁回收率为49.87%的铁精矿。根据试验结果,结合国内选矿实践,将干式预选—阶段磨矿—细筛—阶段弱磁选流程作为推荐流程。

峨口铁精矿提铁降硅选矿试验

峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿—弱磁选—细筛分级—淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO2含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO2含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO2含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO2含量达到预期目标。

难选氧化锌矿浮选过程中脱泥作业的生产实践

氧化铅锌矿石嵌布粒度比较细、含泥比较高,为消除矿泥对选别流程的影响,一般需在选别前进行脱泥,采用旋流器两段闭路脱泥工艺流程在难选氧化锌浮选过程中应用后,取得了满意的效果,浮选氧化锌精矿的品位可以达到25.80%,回收率达到83.56%,尾矿品位为1.58%。两段闭路脱泥工艺对于稳定选别流程,提高选别指标具有重要的意义。

越南某氧化锌矿浮选试验研究

对越南某氧化锌矿进行了物相分析及多元素分析,结果表明该氧化锌矿的氧化率在93%以上,且矿石中锌矿物成分复杂,主要以菱锌矿形式产出,根据该矿的矿物学特征,采用硫化钠硫化,KZF做捕收剂的方法回收氧化锌,得到了较好的试验结果。

南非某铬铁矿尾矿选矿试验研究

南非某铬铁矿尾矿含Cr_2O_3品位23.07%,为了合理开发利用该资源,提高该资源的利用率,本文以该铬铁矿尾矿为研究对象,采用全粒级摇床重选工艺流程、全粒级分级重选工艺流程、磨矿单一重选工艺流程和磨矿-分级-重选工艺流程四种方案对该试样进行试验研究,最终磨矿-分级-摇床重选工艺流程可以获得Cr_2O_3品位46.36%,回收率81.21%的较好指标。

袁家村闪石型赤铁矿石高梯度磁选分离特性研究

太钢袁家村闪石型赤铁矿石中铁以赤(褐)铁矿形式存在者占90.37%,其次为硅酸铁。矿石角闪石含量为12.60%,其比磁化系数比赤铁矿略低,给矿石磁选分离带来很大困难。为了给该类矿石选矿工艺的深入研究提供基础资料,在矿石工艺矿物学研究的基础上,对其进行了高梯度磁选分离特性研究。在对高梯度磁选指标有显著影响的磨矿细度、聚磁介质尺寸和背景磁场强度等进行单因素条件试验的基础上,对影响高梯度磁选过程的设备转环转速、脉动冲次和冲洗水量进行3因素3水平正交试验,确定了最佳的高梯度磁选分离试验条件,即磨矿细度为-0.074 mm占85%、磁场强度为796 k A/m、磁介质为2 mm棒介质、转环转速为2 r/min、脉动冲次为400次/min、冲洗水量为25 L/min,在此条件下获得了精矿铁品位为44.12%、回收率为81.66%的指标。对最佳条件获得的产品进行分析表明:角闪石具有弱磁性,磁选时富集于磁性产品中,这是造成分选指标较差的主要原因;精矿中铁矿物单体解离度低、连生体多,说明高梯度磁选过程中机械夹杂严重,也是造成精矿铁品位低的重要原因。要实现该类矿石的开发利用,需进一步开展磁化焙烧或深度还原等方法的研究。

某低品位菱锰矿选矿试验研究

对某矿低品位菱锰矿进行了细粒高梯度强磁选—浮选及高梯度强磁选—酸浸试验。结果表明,强磁选—浮选法不能获得理想的选别指标。对该矿石进行强磁选抛出部分尾矿后,在酸浸温度为80℃、酸浸时间为4 h、液固比为5的条件下进行浸出试验,锰的浸出率可达92.2%,锰的总回收率可达62%以上。

某菱铁矿选矿试验

针对某菱铁矿矿物组成和结构构造简单、理论品位低等性质进行了磨矿—高梯度强磁选和焙烧—弱磁选2种工艺流程的选矿试验研究,在原矿铁品位为37.06%的条件下,磨矿—高梯度强磁选流程可获得铁品位为42.14%、回收率为70.08%的铁精矿,焙烧—弱磁选流程可获得铁品位为63.21%、回收率为92.62%的铁精矿,试验结果表明强磁选或焙烧—弱磁选流程,是处理此菱铁矿石的有效途径。

青海某含铅锌金银复杂多金属矿综合回收工艺研究

为了合理开发青海某含铅锌金银复杂多金属矿,对该多金属矿进行了详细的选矿试验。试验结果表明:在原矿磨至-0.074 mm65%时,采用优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程,实现了铅、锌、硫的有效分离;试验室小型闭路试验获得了含铅73.62%、含锌1.89%、铅回收率77.01%的铅精矿,硫品位35.47%、含铅1.34%、含锌0.73%、硫回收率2.84%的硫精矿,含锌44.20%、含铅1.21%、锌回收率87.30%锌精矿,大大提高了资源利用率,经济效益显著。

贵州某氰化尾渣回收金试验研究

贵州某金矿氰化尾渣中金品位2.22 g/t,泥化严重且其中载金矿物被强烈抑制,为了合理开发利用该氰化尾渣中的金,对该氰化尾渣进行了选矿试验研究。研究结果表明:采用分散矿泥—活化浮选工艺流程,以硫酸作为pH值调整剂,六偏磷酸钠作为矿泥分散剂,硫酸铜和硝酸铅为组合活化剂,丁基黄药和丁铵黑药为组合捕收剂,通过1粗3精4扫闭路流程,获得了金品位18.72 g/t、金回收率83.24%的金精矿,金回收效果明显,实现了资源的综合回收利用。

某极贫磁铁矿石选矿工艺试验

河北某低品位磁铁矿石全铁含量为14.60%,磁性铁为7.81%,为合理利用该资源,分别采用湿式预选—阶段磨矿—全磁选工艺流程和粗粒湿式预选—阶段磨矿—细筛—阶段弱磁选流程就矿石中磁铁矿的回收进行了选矿试验。试验分别获得了铁品位为66.19%、铁回收率为53.34%和铁品位为66.14%、铁回收率为53.40%的铁精矿,根据试验结果最终推荐湿式预选—阶段磨矿—细筛—阶段弱磁选流程为合理利用该极贫磁铁矿切实可行的选别流程。

贵州某低品位金矿选矿试验

贵州某低品位金矿含金1.86 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,脉石矿物以石英为主,为合理开发利用该矿产资源,试验采用浮选工艺流程进行了选矿试验研究。试验选取CuSO_4和NaSH为活化剂,以PAX为捕收剂,在磨矿细度为-0.038 mm 85%的条件下,通过1次粗选、2次精选和3次扫选,最终获得了金精矿品位为21.99 g/t、金回收率为83.55%的满意指标。

山西某石英型镜铁矿选矿试验

为充分利用山西某难选铁矿石,在矿石性质研究的基础上,通过采用阶段磨矿—强磁—反浮选工艺流程对该矿进行了选矿试验研究。在原矿全铁品位为33.03%的条件下,获得了铁品位为66.18%、铁回收率为76.21%的铁精矿。

国外某褐铁矿选矿试验

为合理利用国外某褐铁矿石,在对原矿性质分析的基础上对原矿进行了连续磨矿—单一强磁选、阶段磨矿—单一强磁选、连续磨矿—螺旋溜槽重选—强磁选3种不同的选矿工艺流程试验,最终确定采用连续磨矿—螺旋溜槽重选—强磁选流程选别,最终获得了产率为51.80%、铁品位为62.85%、铁回收率为70.50%的铁精矿,取得了较好的工艺指标。

马钢桃冲矿选矿厂技术改造研究与实践

马钢桃冲矿为解决破碎产品粒度较粗、磨矿效果较差、过磨欠磨以及分级效率低等问题,采用美卓C110型颚式破碎机代替原有PEF1 200 mm×900 mm颚式破碎机,直线振动筛代替螺旋分级机与磨机组合使用,最终破碎产品粒度由原来的16 mm降至12 mm,磨矿分级效率提高了34.72个百分点,磨矿能力显著提升,过磨与欠磨得到了一定程度的控制,精矿铁品位提高了1.72个百分点,铁回收率提高了1.17个百分点,取得了较为显著的效果。

金属离子对硅酸盐矿物浮选行为影响的研究进展

在矿物浮选过程中,矿浆中的金属离子对矿物浮选行为有重要影响。分析和总结相关文献,综述了金属离子对硅酸盐矿物抑制作用、活化作用、分散行为的影响规律及机理。在不同浮选体系中,金属离子以络合物或沉淀吸附于矿物表面,通过消耗浮选药剂,改变矿物表面电性等方式,来影响矿物浮选行为。金属离子改变矿物表面电性,影响硅酸盐分散行为,金属氢氧化物沉淀通过桥连作用促使矿物聚沉。金属离子的干扰作用一般采用沉淀、络合或屏蔽法消除。

组合高分子抑制剂对霓石和镜铁矿可浮性的影响

为了研究组合高分子抑制剂对霓石和镜铁矿可浮性的影响,通过单矿物浮选试验,探讨了油酸钠体系中,聚乙二醇400、淀粉以及两者不同比例混合对霓石和镜铁矿的抑制效果,同时通过Zeta电位测定分析这两种抑制剂对霓石和镜铁矿的抑制机理。试验结果表明:淀粉对霓石和镜铁矿的抑制作用比聚乙二醇400强而选择性弱;组合抑制剂淀粉和聚乙二醇400的最佳质量浓度比为21,此时霓石和镜铁矿的回收率分别为74.80%和14.18%;淀粉对镜铁矿表面Zeta电位的影响大于霓石,聚乙二醇400对两矿石表面Zeta电位影响较小。