新型捕收剂在尖山铁精矿反浮选中的试验探讨

试验表明,新型阳离子捕收剂CE-601在一定温度范围内作为磁选铁精矿反浮选捕收剂时,石英与铁矿物的分离几乎不受影响。闭路试验结果表明,该新型捕收剂浮选尖山铁矿磁选精矿可使精矿品位达到69．41％,回收率98．42％。比进行比较的其他几种捕收剂效果要好,是一种适合于尖山铁矿反浮选的良好捕收剂。     

湖北省宜昌硅钙质磷块岩选矿工艺研究

湖北省宜昌硅钙质沉积磷块岩,是难选的中低品位沉积磷块岩,主要磷酸盐矿物为泥晶磷灰石,主要脉石矿物为白云石、石英、玉髓.从获得高品位精矿、高回收率选矿工艺指标的角度,对含泥量较高的中低品位硅钙质沉积磷块岩,进行选矿工艺研究。确定分级-反浮选（常温）最佳选矿工艺路线为：选矿技术指标为磨矿细度-0．074mm（-200目）,含量占67．7％,原矿品位P2O5 25．89％,精矿产率58．61％、品位P2O5 35．22％,回收率80．00％.通过工艺流程试验研究的论述,旨在向年轻的选矿工作者传达一种工作思路,同时对于选别同类型磷矿的矿山企业也有一定的参考价值、     

基于正交试验的程潮铁尾矿浮选回收硫的影响因素

以程潮铁尾矿为原料,采用正交试验方法,研究该铁尾矿回收硫粗选作业过程中各药剂用量等因素的影响,对正交试验结果进行方差分析,由此确立了各因素对硫粗精矿回收率影响的显著程度。通过预测铁尾矿回收硫的理论回收率以检验试验结果的可靠性。研究对现场药剂制度进行优化,改善浮选条件提高选矿指标。结果表明,浮选时间和2#油用量是影响粗选回收率的显著因素。粗选最佳条件为浮选时间为10min,2#油用量为40×10-6,硫酸铜用量为200×10-6,丁基黄药用量为120×10-6,在此条件下,可获得品位为49.64%,回收率为79.78%的硫粗精矿。     

胶磷矿反浮选白云石的研究及工业前景

近几年来对硅钙质胶磷矿采用反正浮选或正反浮选流程的试验研究有了很大突破,克服了单一正浮选磷精矿质量低、磨细度要求高等缺点。根据保康磷矿的反正浮选试验实践和安宁等几个磷矿的试验结果,表明以反浮选为基础流程的工艺是硅钙质胶磷矿矿石性质所决定的。采用此工艺具有矿浆浮选温度低、磨矿粒度较粗、工艺简单且操作稳定、精矿易过滤且尾矿易沉降、精矿质量高等5大特点。此工艺流程易于实现工业化。     

四川某稀土矿尾矿中回收萤石的试验研究

四川某稀土尾矿中CaF2品位为24.67%,属于中低品位伴生萤石矿资源,具有一定的经济回收价值。根据该尾矿中主要脉石矿物组成及嵌布特性,经选矿试验研究,获取最佳萤石回收工艺流程。结果表明,在一段磨矿细度-0.074mm占60.16%条件下,采用调整剂碳酸钠、抑制剂酸化水玻璃、捕收剂OZ,经“1次粗选、2次粗精选、1次扫选”的试验流程得到萤石粗精矿;萤石粗精矿在二段磨矿细度-0.074 mm占79.26%条件下,采用抑制剂WS,捕收剂油酸,经“1次精粗选、7次精选、2次扫选”的闭路试验流程,最终获得含CaF2含量97.43%、回收率50.72%的萤石精矿1,CaF2含量93.25%、回收率25.97%的萤石精矿2,萤石总回收率76.69%,实现了对该稀土矿尾矿中萤石的回收。     

光电-浮选联合处理某堆存低品位萤石矿

为合理利用某堆存低品位萤石矿，采用光电-浮选联合流程进行选矿试验研究，光电选矿可以实现矿石中萤石和石英的有效分离，预先抛除大量尾矿，显著降低磨浮工段矿石处理量，使低品位萤石矿的合理利用成为可能。当原矿CaF₂品位为17%左右时，采用光电-浮选联合流程，可获得CaF₂品位为96.93%的萤石精矿，联合流程CaF₂综合回收率为69.80%。     

云南大屯锡粗精矿工艺矿物学研究

以云南大屯选矿厂锡粗精矿为研究对象,采用化学分析、X射线衍射分析及光学显微镜分析等手段对该粗精矿的化学组成、矿物组成、矿物嵌布粒度特征等进行了详细的研究。结果表明,锡粗精矿中有价元素锡的品位为13.80%,锡矿物主要以锡石形式产出。锡粗精矿中TFe含量为30.78%,主要以褐铁矿、磁黄铁矿的形式存在,磁黄铁矿是导致粗精矿含硫高的主要原因。锡粗精矿中主要的脉石矿物有白云石、透闪石、电气石、石英、白云母、萤石等,且脉石矿物与锡石均有不同程度的毗邻连生、包裹共生关系。本次工艺矿物学研究认为,大屯选矿厂锡粗精矿宜采用浮选预先脱硫,除去其中的硫化物,再对浮选尾矿采用重选工艺提高锡品位和回收率。该研究结果可以为大屯选矿厂工艺流程改造和合理开发利用锡资源提供科学依据。     

含方黄铜矿-磁黄铁矿铜硫铁矿的分离工艺

土耳其某铜硫铁矿,其原有的生产流程为硫化矿混浮—铜硫分离—浮选尾矿磁选回收磁铁矿工艺,因其生产的铜精矿品位过低而开展了新分离试验研究。本分离研究在原矿工艺矿物学研究基础上,对可能影响选矿指标的因素进行了分析。研究过程发现,该原矿中具有强磁性的方黄铜矿及单斜磁黄铁矿的存在是影响选矿指标的最大因素。分离研究在合理的药剂制度上最终确定了硫化矿混浮—硫化矿精矿磁选分离—磁选精矿及尾矿分别进行铜硫分离—混浮尾矿磁选回收磁铁矿工艺。新工艺可获得达入冶标准的铜精矿、硫精矿、铁精矿,极大地提高了原矿的产出价值。     

北祁连山石居里富铜矿选矿性试验与研究

石居里铜矿床矿石中主要矿石矿物由黄铜矿及黄铁矿等组成。铜含量一般为4％～20％，由于黄铜矿与黄铁矿复杂的嵌布关系，采用传统的老三样(丁黄药、石灰、2#油)浮选(一段磨矿，小于0．074mm占70％左右)精矿粉的铜品位仅达15．03％。造成了一定铜资源的浪费。通过对该类型铜矿石的矿物学组构及特征的研究，经多次试验后采用DY-1捕收剂及两段磨矿流程，即一段粗磨矿(小于200目即0．074mm占70％左右)丢尾，二段粗精矿再磨(小于325目即0．043mm占95％左右)后精选，使铜精矿Cu品位达20．73％，同时使硫回收率由51．26％上升到74．11％。     

内蒙古东升庙低品位磷矿浮选工艺研究

合理开发利用内蒙古东升庙低品位磷矿资源,针对其矿石性质和赋存状态,对该难选磷矿进行了系统的选矿试验研究。通过正-反浮选工艺流程,最终获得的闭路试验指标为:磨矿细度-0.074mm89.50%,原矿品位P2O5 7.30%、MgO 5.42%,精矿品位P2O5 32.37%、MgO 1.10%,回收率84.73%。     

福建某低品位钼矿选矿试验研究

针对福建某低品位钼矿矿石性质,确定了粗磨粗选、粗精矿再磨精选的浮选方案。采用该浮选方案及合理的选别条件,对含钼为0.08%的钼原矿选别,获得钼精矿品位52.45%、钼精矿产率为0.14%、钼回收率90.19%的良好指标。     

阳朔铅锌矿的环境现状与尾矿废水处理模式分析

阳朔铅锌矿的环境污染因素主要是采矿废石、选矿尾矿、废液等，主要有害物质为Pb、Cd等重金属元素和残余的选矿药剂，对环境特别是下游环境存在潜在危害。该矿通过建设规范化的尾矿库和废水处理系统，采用尾矿浆由坝体向内(上游)倒流排放沉淀尾矿砂、废水经二级多池串联自然沉淀澄清的处理模式，增强了坝体稳定安全；不使用或极少使用化学沉淀药剂，降低了治污成本。废水处理后，水质清澈无异味，达到国家工业生产污水处理二级排放标准。     

新型捕收剂RA-92在低品位碳酸锰矿选矿中的应用

微细粒低品位锰矿由于颗粒间的非选择性聚集、浮选药剂用量大、浮选效率低等技术难题而致使其利用困难,造成大量浪费。在品位低于13%的锰矿浮选技术研究中,捕收剂最受关注,前人已研究了多种类型的捕收剂,所得精矿品位在16.9%~18.3%之间,回收率为56%~97%,回收率比较理想,但精矿品位总体不高。本文将新型捕收剂RA-92应用于湖南凤凰-花垣地区低品位碳酸锰矿(锰品位为10.7%)的选矿工艺中,实验研究了磨矿细度、pH值、抑制剂和捕收剂用量对浮选效果的影响,在最佳工艺条件下,精矿品位由原矿的10.7%提升至17.4%,回收率达到80.2%。研究表明RA-92对碳酸锰矿具有良好的捕收性能,浮选工艺相对简单且捕收剂用量少,浮选成本较低,可为此种捕获剂在微细粒低品位碳酸盐锰矿选矿中的应用得到推广。     

高频燃烧-红外吸收光谱法测定钼矿石和镍矿石中的高含量硫

高频燃烧-红外吸收法用于分析矿石中低含量硫的测定结果较为准确,但对于高含量的硫,分析结果的准确度不高。本文采用高频燃烧-红外碳硫分析仪测定钼矿石和镍矿石中的高含量硫,选择纯铁屑和钨粒作助熔剂,高温燃烧分解样品,通过实验优化了样品称样量、助熔剂用量、仪器分析时间等测定条件。用国家标准物质进行验证,方法精密度(RSD,n=9)小于1%,加标回收率为96.0%～101.9%;与传统的硫酸钡重量法进行比对试验,测定值的相对误差小于2%。针对不同的矿石样品,研究了实际样品与标准物质的基体匹配问题,消除了基体效应的影响,对于钼矿石和镍矿石样品中含量在1%～35%范围内的硫,均能够准确测定,解决了钼矿石和镍矿石中高含量硫的快速、准确测定问题。     

Precipitation of dodecyl amine in KCl–NaCl saturated brine and attachment of amine particles to KCl and NaCl surfaces

Long-chain amines, used in potash ore flotation as collectors, are insoluble in NaCl–KCl saturated brine. In commercial applications, these amines are melted at 70–90 °C, dispersed in acidic solution of hydrochloric or acetic acids, and such emulsions are then introduced to the flotation pulp.To model the commercial potash ore flotation process, dodecyl amine, used in this study, was melted at 70 °C, dispersed in hydrochloric acid aqueous solution and was added to a KCl–NaCl saturated brine at room temperature. This results in the precipitation of the amine. The present study summarizes the influence of the conditions on the particle size and morphology of the precipitating amine particles. Methyl isobutyl carbinol (MIBC), common frother in flotation processes, was shown to affect amine dispersion when added into a hot amine emulsion prior to mixing with a saturated brine. This study demonstrates that the precipitating amine particles are selectively abstracted by KCl particles, but not by NaCl particles.     

南京地区梅山、凤凰山铁矿尾矿利用探讨

介绍梅山铁矿、凤凰山铁矿的尾矿特征,探讨利用澳大利亚新型重选设备进行铁矿尾矿再选的可能途径。对于降低铁矿山尾矿库存量,保护环境,合理利用资源,具有一定的意义。     

Collectorless flotation of chalcopyrite and sphalerite ores by using sodium sulfide

The flotation of chalcopyrite and sphalerite from copper and copper-zinc ores has been achieved without using thiol-type collectors. Typically, a sulfide ore sample is first treated with sodium sulfide either during grinding or during the preflotation conditioning period, and then the chalcopyrite is floated with frother alone. With a copper-zinc ore, sphalerite is subsequently floated from the chalcopyrite tailings by activating it with copper sulphate. Results of the collectorless flotation tests are comparable to those obtained by using thiol collectors. The mechanisms of selective collectorless flotation are discussed on the basis of differences in the solubilities of sulfide minerals.     

金川镍矿尾矿砂中Ni和Cu赋存状态研究

金川镍矿浮选尾矿数量巨大,含有相当可观的有价金属,其中有价金属的回收受到越来越多的关注。金川老尾矿库尾矿砂中Ni和Cu赋存状态复杂,水溶性矿物态、可交换离子态、碳酸盐态、结晶度较差的Fe氧化物态、结晶度较好的Fe氧化物态、硫化物态和残渣态中都含有数量不等的有价金属Ni和Cu;尾矿砂风化作用释放的金属阳离子大多数在发生氧化的硫化物位置原位发生水解沉淀形成次生矿物,有价金属Ni和Cu在尾矿库中没有发生明显的富集。金川镍矿尾矿砂中Ni和Cu适于用化学酸溶浸出的方法进行二次回收。     

Development and implementation of a new flowsheet for the flotation of a low grade nickel ore

Low grade nickel ores containing large amounts of serpentine minerals have historically been difficult to process efficiently. The Mt Keith ore was no exception with recoveries in the first five years of operation averaging just 60%.In this research, the factors limiting performance have been identified and a new process has been devised that raises recovery significantly. The process exploits the particle size dependence of nickel sulphide flotation and the different ways that pH change and pulp density influence the response of coarse and fine particles.Implementation of the new process at Mt Keith has raised nickel recovery by 10%. In turn, nickel production has increased by over 6000 t.p.a. and the net present value (NPV) of the operation has increased by over A$300 m. These outcomes illustrate the large commercial benefits that can be gained by understanding particle size effects in flotation.     

Chemical composition of the ore and occurrence state of the elements in Jingbaoshan platinum-palladium deposit

The Jingbaoshan platinum-palladium deposit is China＇s largest independent PGM （platinum-group metals） deposit so far discovered. There are eleven kinds of useful components in the ore： Pt, Pd, Os, Ir, Ru, Rh, Au, Ag, Cu, Ni, and Co. The platinum-group elements, gold and silver occur in the form of minerals in ores. twenty-five kinds of precious metal minerals have been found, of which twenty one belong to the platinum-group minerals. The minerals are very small in grain size. Copper occurs mainly as copper sulfide with a small amount of free copper oxide, and the beneficiated copper accounts for 95.21%. Nickel occurs mainly as nickel sulfide, and some nickel silicate and nickel oxide occur in the ore. The beneficiated nickel accounts for 72.03%. Cobalt occurs mainly as cobalt sulfide, and there are some cobalt oxide and other kinds of cobalt. The beneficiated cobalt accounts for 77.58%.