重庆某高磷鲕状赤铁矿石提铁降磷试验研究

重庆巫山桃花高磷鲕状赤铁矿石铁品位较高,赤褐铁占总铁的97.71%,矿石有害成分磷含量较高。为了确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.075 mm占85%、SSS—I—500型双频双立环脉动高梯度磁选机2次粗选背景磁感应强度分别为0.77和0.80 T,脉动冲次均为60 Hz,2次常温反浮选粗选、粗选尾矿1粗1精2扫流程常温反浮选扫选情况下进行全流程试验,获得了铁品位为54.39%、磷含量为0.25%、铁回收率为74.96%的精矿。研究结果说明,针对高磷鲕状赤铁矿,采用强磁选—反浮选工艺能较好地降低磷含量,提高铁品位。

某难选硫化铜矿石选矿工艺流程研究

针对某热液蚀变的接触变质原生硫化铜矿床矿石进行了选矿合理工艺流程和药剂制度的研究。试验研究表明,采用两次粗选、三次精选、两次扫选工艺流程可以获得含铜22.66%、回收率89.14%的技术指标。该工艺流程简单,铜的品位和回收率指标高,且易于工业化生产。

NaCl存在下氯化亚锡-十六烷基三甲基氯化铵体系浮选分离Pt(Ⅱ)、Pd(Ⅱ)、Rh(Ⅲ)、Au(Ⅲ)

研究了NaCl浓度、SnCl2浓度、十六烷基三甲基氯化铵(CTMAC)用量、NaCl用量对氯化亚锡-十六烷基三甲基氯化铵体系浮选分离铂、钯、铑、金的影响。研究表明,HCl为0.24mol/L,Sn2Cl为0.10mol/L,CTMAC为1.0×10-3mol/L,NaCl为0.1g/mL,浮选前60℃水浴加热10min,对不同含量的贵金属10.0～100.0μg,铂、钯、铑、金的浮选率分别为95.2%～98.0%、97.3%～97.6%、93.4%～97.1%和96.6%～99.1%,在HCl介质中体系可同时浮选铂、钯、铑、金,而常见基体元素如Zn2+、Cd2+、Co2+、Al3+、Cu2+、Fe3+、Ni2+的浮选率低于2.5%,和对阳极泥、砂铂矿、废催化剂样品的分离分析结果与其它方法相符,此方法可用于从量基体金属中分离铂、钯、铑、金。

山东某铅锌银多金属矿选矿试验研究

针对山东某铅锌银多金属矿嵌布关系复杂多变的特点,采用银铅锌混合浮选后铅锌分离和铅优先浮选两种技术路线进行试验。采用铅优先浮选技术路线使铅锌分离,得到了较好的选别指标,铅精矿中铅品位为70.04%,铅回收率97.75%,银品位1541g/t,银回收率79.56%;锌精矿中锌品位43.73%,锌回收率82.55%。

湖北大峪口磷矿正反浮选试验研究

通过对湖北大峪口磷矿的性质研究,查明其主要有用矿物为胶磷矿,主要脉石矿物为SiO_2和CaO,属于硅钙质胶磷矿。针对该矿性质,采用几种新型药剂进行正反浮选工艺试验研究,通过条件试验确定最佳磨矿细度、浮选药剂制度,在此基础上进行闭路试验,获得了较理想的选矿效果。原矿P_2O_5品位22.83%,经过正浮选一粗一扫、反浮选一粗两扫的闭路试验流程,获得磷精矿P_2O_5品位31.11%、回收率85.61%、正浮选尾矿品位11.75%、反浮选尾矿品位6.25%的浮选指标。

西部某低品位硫化铜矿选矿工艺流程的研究

针对西部某一大型斑岩铜矿床矿石进行了选矿合理工艺流程和药剂制度的研究。采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程可获得含铜 2 4.84%、回收率 89.97%的技术指标。该工艺流程简单 ,易于产业化。

永城煤电集团公司浮选精煤脱水节能降耗途径的探索与实践

为实现节能降耗,减少设备投资,降低运行维护成本与操作难度,永城煤电集团公司率先在精创公司选煤厂进行了大胆尝试,将浮选精煤全部采用快开隔膜压滤机进行脱水,并通过采取一系列改进措施,最终使精煤水分明显降低,满足了市场需求;之后又在新桥选煤厂、永锦选煤厂、陈四楼选煤厂推广应用了快开隔膜压滤机浮选精煤脱水工艺,不仅有效降低了浮选精煤水分,并且取得了良好的节能降耗效果。

潘一选煤厂高灰分细粒煤泥分选实践

结合潘一选煤厂煤泥粒度组成,分析了高灰细泥对分选过程的不利影响,提出了采用预先脱泥+矿浆准备+两次浮选的工艺流程,并重点介绍了浮选系统关键设备入料脱泥池、雾化-跌落式矿浆准备器、FJC煤用喷射式浮选机的结构、工作原理及工艺效果。生产实践表明,潘一选煤厂脱泥两次浮选工艺取得了良好效果,具有系统简单、设备效率高、动力和药耗少以及产品质量优等特点。

俄罗斯诺里尔斯克镍矿冶公司北极圈分公司镍-铜-铂族金属矿山

俄罗斯诺里尔斯克镍矿冶公司北极圈分公司镍-铜-铂族金属矿山是世界上最大的钯生产矿山,它具有世界上最丰富的镍和铂族金属资源。截至2011年底,该矿山证实的和概略的矿石储量为3.39亿t,其中含1.33%Ni、2.26%Cu、5.38g/t Pd和1.42g/t Pt。矿山主要采用地下开采,采用分段崩落采矿-嗣后充填法开采矿石。年平均开采1650万t硫化矿石。矿山有两个选矿厂,分别处理富矿石、铜矿石和堆存的磁黄铁精矿。富矿石采用优先-混合-分离浮选工艺流程;浸染状矿石采用浮选-重选联合流程,得到镍精矿、铜精矿和磁黄铁矿精矿。矿山有三个冶炼厂,分别处理镍精矿、铜精矿和磁黄铁矿精矿,获得阴极镍、阴极铜、富的铂族金属产品、元素硫、硫酸、银、硒和碲。选矿厂镍精矿镍品位为9.60%,镍回收率为74.0%;铜精矿铜品位为28.5%,镍含量1.18%,铜回收率为73%。

反浮选工艺是提高酒钢弱磁精矿品质的有效途径

介绍了酒钢镜铁山复杂难选弱磁性铁矿石经焙烧磁选工艺选别的精矿,进一步采用阳离子反浮选工艺实施精选降杂、提高铁品位的研究及工业试验结果。通过实施浮选提质降杂,使困扰酒钢多年的焙烧磁选精矿品位得到了大幅度提高,SiO2杂质含量大幅度降低,与同期生产弱磁选精矿相比,铁精矿品位提高了4.05个百分点,SiO2降低了4.65个百分点,提铁降硅效果及经济效益十分显著,年产生综合经济效益3 000多万元。该研究成果预计2007年底实施产业化。

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%。

提高七宝山铅锌矿铅锌回收率的措施

通过中矿再磨,改善磨矿细度,采用混合用药的方法和引进新的选矿药剂,提高了选厂铅、锌金属回收率。

某选锌尾矿硫砷分离工艺研究

以某选厂选锌尾矿为研究对象进行硫砷分离工艺研究。确定采用先磁后浮、磁选尾矿再硫砷混浮、混合精矿再采用抑硫浮砷法分离硫砷的工艺流程,以组合抑制剂石灰+腐植酸钠+WX-2联合抑制硫、硫酸铜活化砷,通过小型闭路试验,可获得硫品位39.86%、砷品位0.76%、硫回收率65.05%的硫精矿;砷品位12.52%、砷回收率44.19%的砷精矿。硫精矿含杂低,质量较好,硫砷分离成功。

铅金分离的工艺探索

探索了铅金分离的3种工艺流程,即"混合浮选"、"先硫后氧"、"先铅后金"流程。通过试验探索表明,"先铅后金"工艺优于其他两种工艺。其闭路试验获得较好指标,铅精矿中铅品位达51.11%,金精矿中金品位23.32 g/t;铅、金的总回收率分别为83.82%和81.03%;同时,银也得到了有效回收。

大淑村矿选煤厂无烟煤可浮性试验研究

为研究大淑村矿选煤厂无烟煤煤泥的可浮性,基于煤质分析对精煤磁选尾矿和原生煤泥分别进行分步释放试验及浮选速度试验。试验结果表明:在精煤灰分为9%时,原生煤泥的精煤产率>80%,尾煤灰分为66%;在精煤灰分为10%时,精煤磁选尾矿的精煤产率达80%,尾煤灰分为78%,说明该厂煤泥具有良好的可浮性。精煤磁选尾矿中粘土矿物含量较高,但高岭石的含量占煤泥总量的比例较低,在实验室药剂制度下对浮选效果影响不大。

褐煤洗选加工降灰提质研究现状

为了对发热量低、转换效率低、加工利用途径少的高灰高水褐煤进行提质研究,综述了我国褐煤洗选加工工艺、设备现状,以及国内外褐煤浮选降灰的研究进展,重点介绍了细粒褐煤油泡浮选降灰提质的探索性试验,为其他低阶煤、氧化煤和氧化矿物的分选提供了参考思路。

萃取冶金过程中除油回收萃取有机相的生产实践

本文介绍了某企业萃取冶金生产过程中对萃余液/反萃液除油并回收萃取有机相的实际情况,3个串联的萃取系统采用的改性材料除油器一次除油率分别为78.79%、19.10%和16.42%,除油后溶液含油量远大于10 mg/L,无法满足设计要求。通过分析除油原理,在原有流程除油器前端新增"溶气泵+气浮澄清箱"的组合装置,在除油器末端增加活性炭吸附罐保安过滤装置。经过三次除油后,除油率分别达到了98.69%、95.11%和95.17%,除油后溶液平均含油量小于10 mg/L,萃取有机相回收率达到60%以上,除油回收萃取剂效果较好。

金渠矿石无氰法选矿回收金试验研究

对金渠矿石选矿生产实践研究分析,结合小秦岭矿石性质特点,提出"重-氰-浮"和"重-浮-氰"2种选浸工艺方案。通过试验研究,金回收率相应提高3%~6%,效果显著。使用LJ环保低毒药剂代替氰化钠浸出提金,有效地减少了环境污染,对同类型黄金矿山具有较好的推广应用价值。

还原焙烧铁矿磁选精矿的工艺矿物学及反浮选机理研究

运用矿物解离度测定仪，研究了酒钢还原焙烧磁选精矿的化学组成、矿物成分、解离度、共生关系．单矿物浮选试验表明，当pH=6～10，新型阳离子捕收剂GE-609用量为5×10-5 mool／L时，石英的回收率大于80％，而磁铁矿的回收率小于20％．采用GE-609对焙烧磁选精矿进行反浮选试验，采用一粗一精四扫的闭路流程，获得了产率82．42％，TFe品位62．17％，回收率92．59％的精矿．Zeta电位、溶液化学、吸附量和红外光谱研究表明：pH=6～10时，石英（PZC=2．3）表面主要为负电荷，对ERNH_4]2＋，ERNH_3]＋电性吸附作用强，吸附量较大，可浮性较好；而磁铁矿（PZC=6．4）表面荷负电少，对阳离子药剂的吸引力弱，吸附量小，可浮性差．

玻璃工业用长石选矿除铁试验研究

对东海某长石原矿进行了选矿除铁试验研究。采用三段闭路破碎和棒磨控制筛分流程,加工出粒级满足玻璃用长石原料。经过一段擦洗、两段高梯度磁选、一段浮选的选矿加工工艺,产出68.77%的长石精矿、Fe_2O_3含量仅为0.10%,满足玻璃用精白长石原料质量要求,使长石资源得到高效利用。