海南某金矿尼尔森重选-浮选试验

以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.     

从广东新洲金矿尾矿中回收金的研究与生产实践

通过对新洲金矿高砷高硫含金尾矿回收试验研究发现采取原矿堆浸、重选、浮选、磁选等方法都能回收到一部分金,但是实践证明浮选富集金是最环保高效的回收方法,金的浮选回收率达到82.44%,尾矿品位从2.69g/t降低到0.51g/t,具有较好的经济效益。     

青海某石棉尾矿共伴生磁铁矿的综合回收研究及生产实践

针对青海某石棉尾矿中伴生的磁铁矿进行了多方案的回收利用试验研究,最终采用干式磁选富集—磨矿—湿式弱磁选提高铁精矿品位的选矿流程,获得了铁精矿产率5.58%,精矿品位TFe 55.40%,铁回收率56.02%的试验成果.目前选矿厂已建成383万t/a石棉尾矿的干选-磨矿-磁选系统,每年从选矿厂石棉尾矿中回收TFe 55%的铁精矿20万吨,铁回收率56%.     

张家口崇礼县磷铁公司铁尾矿中磷的浮选回收试验

张家口崇礼县磷铁公司铁尾矿中主要回收元素为磷,含磷矿物主要为有磷灰石,脉石矿物主要为钙镁硅酸盐.试验采用一次粗选粗精矿再磨,四次精选浮选流程,在再磨细度-0.074 mm 为70%左右,碳酸钠3500 g/t,水玻璃用量1000 g/t,氧化石腊皂800 g/t用量条件下,获得了磷精矿品位及回收率分别为34.34%、75.81%的较好指标.     

低品位尾矿中锰资源的磁选回收利用

采用自主研发的高梯度水平励磁永磁磁辊对低品位碳酸锰尾矿进行湿式磁选试验,研究磨矿细度、磁场强度和矿浆浓度对湿式磁选效果的影响,从而获得富锰效果最佳的工艺参数.研究结果表明：与传统垂直励磁磁辊相比,水平励磁磁辊可显著提高锰品位与锰回收率,降低漏选率;在磨矿细度为80%,磁场强度为796.18 kA/m、矿浆浓度为20%的工艺参数下锰精矿品位可达到21%以上,锰回收率达到86%以上,在低品位尾矿有价金属资源回收利用方面工程的应用价值巨大.     

东鞍山浮选尾矿预富集精矿悬浮磁化焙烧试验研究

为实现东鞍山铁矿石浮选尾矿的资源化利用,对浮选尾矿预富集精矿开展了悬浮磁化焙烧试验研究.结果表明,浮选尾矿预富集精矿主要矿物组成为赤褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿和石英,TFe品位为31.13%.浮选尾矿预富集精矿适宜的悬浮磁化焙烧工艺参数为:气体流量600mL/min,氢气体积分数20%,焙烧温度520℃,焙烧时间20min.焙烧产品经弱磁选可得铁精矿的TFe品位为64.23%,回收率为79.53%.焙烧产品的铁物相,XRD,VSM分析表明,经过悬浮磁化焙烧后,原矿中赤褐铁矿和碳酸铁转变为磁铁矿,矿石的饱和磁化强度和磁化率增强.     

难处理金矿的加工方法

为确定难处理金矿的加工方法,在对矿样的的化学成分、粒度分布、赋存状态分析的基础上,进行了相关的浮选条件实验,确定了矿样的最佳浮选工艺流程和参数,并进行了浮选开路实验。结果表明：浮选精矿中的金的回收率为50.97%,金品位为8.75 g/t,精矿中金的回收率和品位都较低,说明该矿样不宜用浮选方法获取精矿,可以考虑用其他方法提金。     

利用微泡浮选柱从浮选尾矿中回收微细粒级白钨矿

针对湖南安化湘安钨业公司白钨浮选尾矿中微细粒级未能在浮选机中有效分选的特点,研究开发一种微泡浮选柱,该浮选柱采用微孔材质发泡,并利用专家系统控制浮选柱关键工作参数.半工业试验获得了较适宜的柱浮选工作参数:表观矿浆速率为0.27 cm/s,表观气体速率为1.35 cm/s.工业试验获得的精矿品位可达24.52%,回收率为43.41%,富集比达35.03.水析试验结果表明:5～10,10～19和19～38 μm 3个粒级的回收率均达到65%以上.试验测得的浮选柱内气泡的Sauter直径为400 μm,仅为机械搅拌浮选机气泡的1/3,气泡直径减小促使浮选速率常数k显著增大,这是浮选柱能有效回收微细粒级白钨矿的主要原因.     

钛铁矿海滨砂矿尾矿的浮选试验研究

对广西北海地区的钛铁矿砂矿尾矿进行了系统浮选试验研究,钛铁矿砂矿尾矿由原矿经过重选和磁选得到.研究表明,Pb(NO_3)_2对钛铁矿有活化作用,主要是由于Pb2+与钛铁矿发生特性吸附,提高了油酸钠对钛铁矿的捕收能力.以硫酸和水玻璃作为调整剂,Pb(NO_3)_2作为活化剂,油酸钠作为捕收剂进行浮选,在硫酸用量900 g/t,水玻璃用量400 g/t,Pb(NO_3)_2用量30 g/t,油酸钠用量450 g/t的药剂制度条件下,经过一次粗选、两次精选的闭路浮选流程,可得到TiO_2品位为39.55%,回收率为54.61%的钛精矿.     

起泡剂W-02起泡性能的研究

本文介绍起泡剂W-02的两相泡沫性质及表面张力,用W-02代替2号油浮选铜录山氧化铜矿,小型开路试验结果表明其效果与2号油相当。在桃林铅锌矿用W-02浮锌连续30个工班业试验,与2号油对比结果,在其它药剂用量相同时,W-02用量为15.65g/t,得锌精矿品位51.16％,作业回收率94.13％,而2号油量则为42.72g/t,得锌精矿品位50.15％,作业回收率94.19％。     

铝土矿浮选柱选矿脱硅试验研究

利用2台直径为0.4m,长度为4m旋流-静态微泡浮选柱,采用一粗一精工艺,对中低铝硅比铝土矿进行脱硅试验,考察捕收剂用量、循环泵压力和处理量等因素对浮选效果的影响。结果表明:增加捕收剂用量有利于提高Al2O3回收率,当捕收剂用量为1.3kg/t时,精矿w(Al)/w(Si)为10.08,氧化铝回收率为84.36%;随循环泵压力增加,氧化铝回收率提高,泡沫铝硅比下降;当粗选循环泵压力为0.25MPa时,粗选作业段氧化铝回收率为90.11%,粗选泡沫w(Al)/w(Si)为7.26;当精选循环泵压力0.22MPa时,精矿w(Al)/w(Si)为10.03,精选作业段氧化铝回收率92.31%;随处理量的增加,精矿w(Al)/w(Si)、氧化铝回收率降低;当处理量为4.00t/(m2.h)时,精矿w(Al)/w(Si)为10.27,氧化铝回收率81.55%;72h稳定试验,浮选柱一粗一精两段分选作业,精矿w(Al)/w(Si)为为10.85,尾矿w(Al)/w(Si)为1.43,氧化铝回收率为80.43%,与浮选机相比精矿品位基本持平,回收率提高3.43%。铝土矿柱式浮选流程短,"一粗一精"两段工艺可以代替浮选机"一粗一扫两精一精扫"五段工艺。     

低品位难选钼中矿的选别试验

在研究福建省某钼矿厂难选低品位钼中矿性质基础之上,通过高效捕收剂、组合抑制剂的优化配伍,结合浮选与重选技术,实现了该钼矿物的高效综合利用,得出合理的浮选流程结构与药剂制度和最佳的重选工艺参数.浮选钼精矿产品品位为45.14%,回收率达到64.7%,钼浮选尾矿由重选可分别获得硫精矿和重选钼精矿,其中重选钼精矿产品品位为3.17%,回收率达到17.2%,整个流程中钼总回收率达到81.9%.     

含金砷硫精矿烧渣炼铁富集金的研究

提出一种处理含金砷硫精矿的新工艺,主要包括焙烧脱除硫砷—烧渣炼铁富集金—电解分离铁金等工序.对其中烧渣炼铁富集金进行实验研究,研究熔炼中C与O质量比与炉渣二元碱度(即CaO与SiO2质量比)、熔炼温度和熔炼时间对铁和金回收率的影响,确定最佳条件及在此条件下所得生铁的化学成分.研究结果表明:在C与O质量比为0.93、炉渣二元碱度为1.0、熔炼温度为1500℃、熔炼时间为90 min的最佳条件下,铁和金的回收率分别达到97.49％和99.10％,所得生铁中金质量分数为16 g/t,与烧渣金质量分数相比约提高0.63倍,铁质量分数为97.27％,碳质量分数为1.38％.     

青海某难选金矿石综合回收选矿试验研究

针对青海某微细粒浸染、高砷,原矿氰化浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,经过三种流程对比试验,最终推荐该金矿的选别流程为粗磨弱酸性条件下,一段粗选、两段扫选、两段精选、的全浮选流程,获得金精矿金品位48.2 g/t,金回收率87.15%的工艺指标.     

嗜热菌对高砷金精矿氧化-氰化提金试验研究

HQ-0211嗜热菌是一种良好的浸矿菌种,具有良好的耐砷性能,适合处理高砷金精矿.采用HQ-0211嗜热菌对含砷质量分数为11.78%金精矿进行氧化6 d后,金精矿含砷质量分数下降到0.20%,液体砷质量浓度达到11.41 g/L,脱砷率达到99.24%,失重率63.38%.含砷质量分数为11.78%的金精矿经过嗜热菌的氧化预处理,金的回收率大大提高,从直接氰化的18.25%提高到92.12%.试验表明含砷11.78%金精矿的细菌氧化-氰化试验取得了很好的工艺技术指标,不需要配矿降砷,该菌氧化时间短,脱砷、脱硫效果良好.     

锡林浩特石灰窑花岗岩型铷多金属矿床中铷矿石选矿实验研究

铷金属是非常重要的稀有金属之一,不仅在军事工业和科学技术领域,而且在民用领域有着广泛的用途.随着我国国民经济高速增长,对铷矿产品需求不断加大.我国最近在内蒙古锡林浩特石灰窑地区发现一大型花岗岩型铷多金属矿床,其初步探明的铷总金属量超过8.7×10~5t,Rb_2O平均品位0.163%.矿石中铷主要赋存于云母类矿物和微斜长石中.由于长石中的铷很难提取,为高效回收该铷矿资源,本研究采用富集云母类矿物的方式进行了铷回收实验研究.结果表明,矿石在浮选探索实验中,随着混合胺用量或水玻璃的增加,铷粗精矿的回收率逐渐提高,当混合胺超过150 g/t或者水玻璃超过1 200 g/t后,回收率增幅较小,确定混合胺用量以150 g/t或水玻璃用量以1 200 g/t为宜,最终可取得Rb_2O品位1.59%,回收率约为62.92%的铷精矿.实验指标较好,可实现铷的高效回收.     

低品位双重难处理金矿石工艺矿物学及浸金影响因素

试验所用矿石来自我国云南某金矿,该矿含金2.4 g/t,砷0.97%,碳1.47%.它是典型的低品位含碳双重难处理金矿石,浮选精矿-氰化提金,金浸出率为10.43%;浮选精矿-焙烧-氰化工艺,金浸出率为46.52%,属于极难浸金矿.矿石主要金属矿物为黄铁矿、毒砂.脉石矿物主要为石英、绢云母、白云石、方解石、伊利石黏土矿物等.金的赋存状态绝大多数是"不可见金",主要为次显微、超显微的包裹金以及胶体金.金主要包裹于毒砂和黄铁矿晶体中.矿石中金矿物主要为自然金,少为银金矿.矿石金回收率低的原因主要是包裹金,矿石含砷、碳质以及黏土矿物.     

青海某低品位铅锌矿选矿试验研究

青海某低品位铅锌矿含铅2.13%,含锌0.36%.针对原矿铅锌品位较低,铅锌矿物嵌布粒度较细等特征,确定采用铅锌混合浮选流程,获得铅精矿铅品位55.21%,含锌5.78%,铅回收率96.39%,并且原矿伴生的有用组分银也得到了有效地综合回收,混合精矿中银含量126g/t,回收率为43.59%.由于原矿中锌品位较低,无法得到合格锌精矿,因此进行锌入选品位试验探索,确定了当入选铅品位2%、锌品位0.6%以上时,可同时获得合格的铅精矿和锌精矿.     

榴辉岩综合利用分选工艺试验

分选工艺是影响矿物分选指标的重要因素.在对山东某榴辉岩矿物性质深入研究的基础上,通过磨矿细度、摇床重选、强磁选、电选等工艺试验,确定合理的分选流程为:一次闭路磨矿,分级摇床重选,石榴石强磁选,强磁选中矿、尾矿合并到一起进行两次电选.试验结果表明,该工艺流程可以获得四种精矿:石榴石品位94.36%、回收率79.95%;绿辉石品位79.89%、回收率96.00%;白云母品位94.11%、回收率91.92%;金红石品位85.72%、回收率37.05%.仅产生1.44%的矿泥尾矿,实现了榴辉岩的综合利用.     

低品位萤石矿分选试验研究

讨论了羧甲基纤维素作为调整剂用于低品位萤石矿的分选问题,分析了矿石性质、制样过程和磨浮工艺,确定了浮选最佳工艺参数.在磨矿细度-200目占80%、浮选温度26℃~35℃、油酸用量600~650g/t矿、羧甲基纤维素用量600g/t矿,硫酸用量300g/t矿参数条件下,采用一粗六精中矿集中返回工艺,萤石精矿品位可达到98%以上,回收率可达到88%以上.