锯板坑钨多金属矿综合利用选矿工艺研究

采用多段磨矿多段选别的重-浮-磁工艺选别锯板坑钨多金属矿,并用新型动筛跳汰机和GL高效螺旋选矿机等作粗选设备,用新药剂JA和JB浮选分离铜铅锌硫化矿.在给矿品位WO3 O.66％,Sn 0.16％,Cu O.3％,Pb O.26％,Zn O.93％和Ag 50 g/t的情况下,钨、锡、铜、铅、锌精矿品位分别为69.88％,50.30％,24.14％,43.36％,50.29％;回收率分别为86.00％,63.30％,69.40％,69.53％,71.69％;银则富集于铜铅锌精矿,回收率为74.98％,为锯板坑钨多金属矿的开发利用提供了依据.

某石英脉钨多金属矿石工艺矿物学研究

采用MLA矿物自动定量检测系统,结合传统的工艺矿物学研究方法,对某钨多金属矿石进行工艺矿物学研究。原矿石含WO31.25%,钨主要以白钨矿和黑钨矿矿物形式存在,理论最高回收率约为99%;铜主要以黄铜矿矿物形式存在,理论最高回收率约为96%;银矿物种类多、含量低,与方铅矿、自然铋等铅铋矿物紧密共生,可从含铅铋矿物的铜精矿中回收银,理论最高回收率约为61%。研究数据表明矿石中的钨矿物主要呈大脉状产出,少数呈细粒浸染状产出,在空间分布和嵌布粒度上极不均匀。白钨矿(含黑钨矿)和黄铜矿的粒度较粗,大于0.04 mm粒级者分别占约95%和73%,对磨矿解离非常有利。

难选白钨矿重-浮选矿新工艺的研究

根据矿石工艺矿物学性质 ,采用棒磨 -细筛闭路磨矿、螺旋溜槽重选、细泥浮选的重 -浮联合流程选白钨矿 ,重选可丢弃约 3/4的尾矿 .对品位 (WO3 ) 30 .5%的重选粗精矿 ,可用常温浮选精选 ;对产率不足 1 /5的细泥矿 ,用常规浮选工艺选白钨矿 .原矿品位为 1 .47%时 ,可获得白钨精矿品位 66.58% ,回收率 82 .1 5% .与全浮流程相比 ,回收率接近 ,但重

东北某白钨矿选矿工艺的研究

东北某钨矿为矽卡岩型白钨原生矿床,用Na2CO3作pH调整剂,用Na2SiO3和YN作脉石抑制剂,ZL作捕收剂,经过加温精选,当原矿品位(WO3)为2.83%时,可获得品位(WO3)75.01%的一级Ι类白钨精矿,WO3回收率91.89%.

大厂100号特富矿选矿新工艺工业应用的研究

大厂１００ 号特富矿属于锡石－多金属硫化矿．根据矿石性质，将磨矿粒度控制在０．２５ｍ ｍ 以下，原则流程为磁－浮－重，先用磁选选出磁黄铁矿，消除对硫化矿浮选的影响．浮选部分采用优先浮铅锑－混浮－锌硫分离，用重选摇床从浮选尾矿中回收锡．本工艺经长坡选厂应用表明，工艺合理，生产指标均达到设计要求，锡精矿品位４７．７９％ ，回收率７１．７７％ ；铅锑精矿含铅３１．７８％ ，回收率８６．７８％ ；锌精矿品位为４７．７９％ ，回收率８２．１０％ ．

金川二矿区贫矿选矿工艺的研究

采用新型组合抑制剂ＣＡ－ＰＮ 以及高效选择性改性组合捕收剂Ａ－２１４，处理金川二矿区含镁高的低品位镍铜矿．在一段磨矿７５％ － ０．０８ｍ ｍ ，自然ｐＨ介质条件下，经一粗二精二扫工艺流程，获得浮选精矿含Ｎｉ７．０９％ ，Ｃｕ３．９０％ ，ＭｇＯ６．２５％ ，Ｎｉ回收率７６．３０％ ，Ｃｕ 回收率７８．５１％ 的闭路试验结果．

低品位铅锌矿选矿工艺的研究

某低品位铅锌矿含铅3.11％、含锌2.50％,采用一段磨矿(-0.074mm 66.640％)、优先浮铅的选矿工艺,用浮选硫化矿的常规药剂分选,可分别得到品位61.58％、回收率87.01％的铅精矿和品位48.69％、回收率62.91％的锌精矿。

GF组合药剂浮选柿竹园多金属矿萤石的研究

针对柿竹园矿矿石性质复杂，萤石品位低，嵌布粒度细，共生关系复杂，研制出能有效分散泥化絮团和强烈抑制易浮微细粒脉石的组合药剂ＧＦ，采用粗精矿再磨、中矿集中再选及强磁脱硅工艺，从浮钨尾矿回收萤石，获萤石精矿品位９８．４７％，回收率７１．１９％．

新疆某铜矿氧化矿石选矿的研究

针对新疆某铜矿地表氧化及氧化铜矿品位低的特点,采用硫化浮选法回收铜,在给矿铜品位0.588％的情况下,获得铜精矿品位30.45％,铜回收率67.80％的指标。

新疆某砂岩铜矿选矿工艺流程的研究

新疆某砂岩铜矿的铜矿物主要以孔雀石为主,针对其矿石性质,采用硫化浮选回收矿石中的铜矿 物,并以丁黄药作捕收剂,PZO作起泡剂 当原矿含铜1.84％时,经过一段磨矿、一次粗选、三次扫选和二次 精选,获得铜精矿品位22.37％、铜回收率78.70％的技术指标.

采用分级浮选工艺提高大厂车河选矿厂锌回收率的研究

为了进一步提高车河选矿厂锌的回收率 ,在现行锌浮选流程的基础上 ,采用分级浮选工艺 ,将铅锌分离的给矿分成 +0 .0 74 mm和 - 0 .0 74 mm两个粒级 ,分别进行锌浮选 .研究结果表明 ,分级浮选时锌的回收率为 96.2 9%,比原来不分级浮选提高了约 4 %,而品位相差不大 .

大顶铁矿原生矿选矿工艺的研究

采用预先分级、干式磁选抛废、粗磨磁选、粗精矿再磨再磁选的工艺流程处理大顶铁矿原生矿，提高了原矿处理量，降低了磨矿成本，获得铁精矿品位６５．５４％、铁回收率９４．１１％的技术指标．

某铜硫尾矿中钨的工艺矿物学研究

针对某含钨铜硫尾矿,采用化学分析、光学显微镜检测和先进的MLA矿物自动检测技术等手段进行工艺矿物学研究。研究结果表明,该尾矿WO3品位0.23%,达到综合利用指标要求,其中主要钨矿物为白钨矿和少量黑钨矿。该尾矿钨的理论品位WO379.41%,理论回收率约为84%,若仅选别白钨矿,钨的理论回收率约为81%。

铜绿山矿尾矿综合利用的研究与生产实践

根据铜绿山矿强磁尾矿的矿物特征 ,通过三种方案即再磨 -常规硫化浮选方案、水热硫化浮选方案和酸浸硫化浮选方案的对比试验 ,得出再磨 -常规硫化浮选方案是从铜绿山矿强磁尾矿中综合回收铜、金、银的最经济有效方案。该方案的技术特点是进行了预先磨矿及羟肟酸钠和黄药的联合使用。浮选尾矿再经重磁选 ,可再次回收铁。

降低金川镍精矿氧化镁含量的研究

采用混合调整剂 CA2 与无机抑制剂 PN3联合抑制金川二矿区西部含镁脉石矿物 ,在自然 p H介质中进行浮选 ,获得浮选精矿含 Ni7.38%,Mg O5.80 %,Ni回收率88.2 4

从莱山金矿浮选回收金的研究

采用常规的硫化浮选工艺,从含金的氧化矿中回收金.研究了磨矿细度、硫化钠、碳酸钠、丁基黄药及丁基铵黑药用量对回收金的影响.结果表明,过量的硫化钠对金有抑制作用,采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收剂能提高金的回收率.在磨矿细度为89.52%-0.074 mm、原矿金品位为5.56 g/t的条件下,经一粗二精二扫选别,可获得金精矿品位为105.9 g/t、金回收率为85.27%的选别指标.

台浮硫化矿浮选分离工艺的研究

采用优先浮选流程 ,成功分离了台浮硫化矿 .在给矿含铜 0 .97%、铅 0 .86 %、锌3.10 %的情况下 ,获得铜、铅、锌精矿品位分别为 2 5 .86 % ,4 3.86 % ,4 9.5 5 % ,铜、铅、锌回收率分别为 84 .5 1% ,82 .2 4 % ,84 .71%的分选指标 ,银也得到综合回收 .浮选药剂 JA,JB是分选台浮硫化矿的关键 .

从金宝山铂钯浮选尾矿中再回收铂钯的研究

根据金宝山铂钯浮选尾矿的矿石性质 ,采用磁选 -磨矿 -浮选工艺能有效地回收铂钯 .在铂钯浮选中用丁黄药和丁胺黑药作联合捕收剂 ,用 L 10 1作微细脉石抑制剂 ,选别效果理想 .在给矿品位为 Pt 0 .2 16 g/ t和 Pd 0 .6 0 3g/ t时 ,获得精矿品位为 Pt 16 .5 40 g/ t和 Pd 19.5 30 g/ t,回收率为Pt4 1.6 4%和 Pd2 3.37% .

攀枝花选钛厂粗选工艺的研究

根据攀枝花选钛厂的现场条件和入选物料性质，提出了以ＧＬ螺旋选矿机为粗选设备，粗精矿筛分分级，其中＋０．３２ｍｍ粒级磨矿的工艺，该工艺工业试验指标为钛粗精矿品位２９．５４％，回收率５１．７４％，且钛粗精矿粒度均匀，单体解离度高．钛粗精矿的品位和回收率比原工艺分别高约３％和８％．

提高黑山铁矿精矿品位的研究

黑山铁矿原铁精矿品位约61％,采用GYX高频振动细筛和SSS-Ⅱ双频脉冲双立环湿式高梯度磁选机两种设备分选,均可获得品位超过62％的铁精矿,且作业回收率较高,分别为88.42％和96.47％,经技术经济指标分析,宜选用SSS高梯度磁选机。