摘要：
本文采用了一种射流式微泡发生器并建立了矿物浮选实验系统,根据微泡发生器三相流动特性,提出了基于双流体模型的三相流动力学模型。常温常压条件下基于三相流动力学模型,运用CFD理论和fluent分析软件对射流式微泡发生器内气、固、液三相流动行为进行数值模拟,分析了射流式微泡发生器内三相流场的压力、速度和三相分布等重要参数。结果表明：喷嘴截面面积不断变小导致压力增大,发生非常剧烈的三相间相互作用,微泡基本在此处生成；静压在微泡发生器轴向端从入口到出口方向逐渐降低,而在喉管内部静压的径向分布比较均匀,非常适合气固液三相充分混合。本文的研究方法能够对相关设备的开发提供一定的参考。

摘要：
通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了油酸钠(NaOL)与曲拉通X-100组合药剂在白钨矿浮选中的协同作用,揭示了表面活性性质与组合药剂协同效应的关系。研究结果表明,NaOL/TX-100在白钨矿浮选中存在正协同效应,可提高白钨矿回收率以及降低捕收剂用量。机理研究表明,组合药剂的CMC值、表面张力明显均低于油酸钠,气/液界面吸附量高于油酸钠,这些均有利于提高捕收能力和提高起泡性能,同时,组合药剂用药规律与CMC值以及表面张力变化规律一致。该研究表明表面活性剂性质与组合药剂协同效应及用药规律具有对应关系,对组合药剂研究具有指导意义。

摘要：
为加深对自吸气浮选机槽体内的流场结构及性能参数的认识,运用CFD仿真技术对自吸气浮选机槽内气-液两相流进行了模拟研究。以实验室JJF-0.2m₃自吸气浮选机为原型进行仿真建模,采用六面体网格对整个模型进行网格划分的网格数量为1.6x10₆。采用Euler-Euler双流体模型对气-液两相流进行稳态模拟仿真,运输方程的计算运用商业软件ANSYS-FLUENT软件。自吸气浮选机的吸气速率不能预先设定,需要通过模拟结果给出。我们设定气相为单一粒径的气泡,直径为1mm。模拟过程中监测了叶轮区的气含率及功耗,结果表明浮选机处于良好的操作状态。分析了槽内不同区域的气含率云图及速矢量图,对自吸气浮选机内的流场有一个直观的认识。

摘要：
针对小样本数据条件下预测硫化铜精矿品位的问题,提出了基于灰色理论的铜精矿品位预测模型。该模型通过实验所得的小样本数据,动态改变建模数据的初始值和背景值,结合灰色理论建立了硫化铜精矿品位的GM(1,1)预测模型,统计预测模型的平均相对误差。结果表明：基于灰色理论的预测模型精度较高,最小的平均相对误差为1.88%,模型的预测效果较好,可作为预测铜精矿品位的一种新方式。

摘要：
针对某低品位含铜金矿矿石,通过优化药剂制度,推荐“原矿混合浮选-混合精矿铜硫分离-含铜金精矿出售-硫精矿超细磨氰化试验”工艺流程,金铜综合回收率分别达到90.78%和92.94%。

摘要：
对某地含铅0.88%、锌4.61%的高风化砂岩混合型铅锌矿进行了原矿性质与浮选试验研究。其中铅矿物以极细粒分布在黄铁矿、闪锌矿和石英间隙中,难以富集回收；采用捕收能力强的KM捕收剂及常规、无毒、对环境污染小的浮选药剂,优化添加方式,经二粗三精三扫选锌闭路流程分选,获得锌精矿产率8.26%,品位45.78%,回收率83.27%的选矿指标。

摘要：
SXCT湿式高频谐波磁场磁选机采用高频交变磁场技术,通过产生高频磁扰动来打破磁团聚,大幅提高分选精度。SXCT型磁选机应用于攀西某钒钛磁铁矿铁精矿精选作业,有效解决了本作业过程中出现的强磁性矿与弱磁性矿及脉石分离不清问题,工业考察可实现TFe品位提高1.85%、回收率96.12%,尾矿TiO₂品位23.12%、铁钛比1.26,分选指标优良,运行平稳,应用前景广阔。

摘要：
近年来随着硫化铅矿资源的枯竭，氧化铅矿资源的开发利用越来越受到关注。硫化浮选是回收氧化铅矿资源最为经济有效的方法，而白铅矿是最具有工业价值氧化铅矿物，因此白铅矿的硫化问题成为氧化铅矿资源开发的关键问题。本文简要介绍了各种硫化方法，分析了各自的优缺点，重点总结和分析了表面硫化及其影响因素。分析认为正确认识白铅矿的硫化的本质并在此基础上研究硫化的影响因素是今后研究的重点。

摘要：
首先分析总结了粗颗粒矿物难浮的原因为粗颗粒矿物与气泡接触时间短，感应时间长，与气泡气固黏附强度低；其次介绍了流态化技术的发展以及该技术在粗颗粒分选中的应用，气固、液固两相流态化在煤分选领域普遍应用，由于有色金属矿分选领域的复杂性，气液固三相流态化浮选技术处于研究阶段；同时总结了流态化浮选技术原理和设备的研究进展，HydroFloat Separator和NovaCell是具有代表性的设备；分析了流态化浮选的主要研究方向和发展趋势为三相流态化浮选动力学过程研究，三相流场模拟策略研究，以及复合力场的加入提升矿物粒度浮选上限。

摘要：
针对选矿药剂对环境影响较大的问题，本文首次利用生命周期评价技术，建立了铜钼分离抑制剂NaHS与BK511生命周期排放评价模型，并对比二者的生命周期排放评价指标。研究表明：BK511产品毒性低，用量少，采用一锅法制备技术，生产和制备过程不产生三废，使用过程有害物质排放少，说明与NaHS比较，BK511生命周期排放综合外部成本降低，对环境影响小。从产品抑制性能及降低生命周期排放角度两个方面证明，BK511是清洁、高效的铜钼分离抑制剂，是NaHS优良的替代物。

摘要：
某含金矿石中有用矿物为自然金及银金矿,金品位为35g/t。为充分研究该矿石的工艺矿物学特性,通过化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、BPMA(北京矿冶研究总院开发的工艺矿物学参数自动测量系统)等分析手段,对矿石的化学成分、化学物相矿物组成、矿物嵌布特征、金的赋存状态、含金矿物的粒度、含金矿物解离度及影响金回收的矿物学因素等进行了系统研究。结果表明:矿石中金主要以自然金和银金矿形式存在,粒度以细粒金、微细粒金为主,分别占72.96%、27.04%；金矿物的嵌存状态以连生金为主,占65.11%,次为单体金,占31.06%,另有少量的包裹金和晶间金,分别占3.75%和0.08%；研究结果对矿石分选工艺流程的制定具有指导意义。

摘要：
针对某铅锌银多金属硫化矿矿石性质特点,综合考虑经济效益因素,提出采用铅部分优先-铅锌混合浮选工艺流程,配合采用选择性好的新型铅矿物捕收剂D₂₅和新型锌矿物抑制剂T₈,较好的实现了该矿石的综合回收。实验室小型闭路试验获得铅精矿铅、银品位分别为70.30%、5886.55g/t,回收率分别为48.27%、30.65%；铅锌混合精矿铅、锌、银品位分别为15.24%、45.06%、2846.36g/t,回收率分别为46.38%、93.25%、65.67%,铅、银总回收率94.65%、96.32%的较好指标。

摘要：
以两种途径研究了混凝沉淀法对湖南某多金属矿选矿废水COD去除的可行性。用聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁为水处理剂,分别在总尾矿矿浆和尾矿库出水中考察初始pH,混凝剂种类及药剂用量等因素对选矿废水COD去除的影响。结果表明,在总尾矿矿浆中加入聚合硫酸铁1g/L,COD由186mg/L降至121 mg/L,或在尾矿库出水中控制初始pH为7-9,加入七水硫酸亚铁500mg/L,COD由135mg/L降至88mg/L。以第一种方案进行工业试验,取得了良好指标,排水pH为6-9,COD<100mg/L,达到污水综合排放标准(GB8978-1996)一级标准的要求。

摘要：
本文以四川某铜矿石为研究对象,采用抑硫浮铜浮选工艺回收铜矿物。该铜矿属于高硫多金属复杂矿石,伴生多种有用元素。采用常规丁基黄药为捕收剂,石灰、硫酸锌为调整剂浮铜,生产指标不理想。本文探索了以新型组合浮选药剂DF-64 DF-9为捕收剂、DF-90为起泡剂对该铜矿的可选性。结果表明,采用新型混合捕收剂经一粗一扫三精的闭路流程试验,最终获得了铜品位24.45%,铜回收率96.93%的良好指标。选矿厂通过流程改造和使用新的药剂制度后,可产出含铜23.38%、铜回收率92.73%的铜精矿。生产上使用该组合新药剂,能为企业创造良好的经济效益和社会效益。

摘要：
通过孔雀石和硅孔雀石的单矿物和实际矿石浮选试验,研究了硫化钠对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选的影响,矿浆pH值、硫化时间、浮选机转速对+53微米粗粒级孔雀石浮选的影响,以及强化活化剂乙二胺膦酸盐对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选行为的影响。利用红外光谱分析和氧化铜表面溶解行为测试,分析了氧化铜矿表面强化活化剂的作用机理,为实际矿石浮提供的了技术依据,提高了实际矿石浮选技术指标,回收率提高2.03%。

摘要：
针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用采用一粗两扫两精的工艺流程，闭路试验可获得Pb品位 60.35%、含Au 54.06g/t、含Ag 2708.80g/t的铅精矿，铅回收率为59.41%、Au回收率26.05%、Ag回收率37.79%；Au品位33.34g/t、Ag品位 968.97g/t的金精矿，Au回收率为73.95 %、Ag回收率62.21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用，同时不影响金银的总回收率，提高了选厂的经济效益。

摘要：
本文采用RSM(响应曲面法)对铜硫矿浮选中铜的试验条件进行优化,得到最优试验条件为：磨矿细度96.95%、pH=11.68、水玻璃1131.13g/t、乙硫氮44.96g/t。在此基础上进行了铜硫浮选的闭路试验,获得Cu品位18.41%,回收率80.16%的铜精矿,S品位45.45%,回收率85.27%的硫精矿。该研究可作为铜硫分离及RSM在选矿中的应用提供参考。

摘要：
内蒙古某硫化矿中含铜1.29%、锌1.27%、锡0.267%、铁13.46%、砷0.878%、银74.60μg/g。通过采用化学物相分析以及MLA、XRD、EDS、光学显微镜等分析方法和手段，查明了铜主要载体矿物为黄铜矿，锌为铁闪锌矿，闪锌矿次之，锡为锡石,砷为毒砂,铁为绢云母以及黄铁矿，银以类质同象形式分布于方铅矿、黄铜矿以及独立矿物银黝铜矿中，为选矿提高矿石综合利用率提供了矿物学依据。

摘要：
矿床成因决定了矿石类型、矿物共伴生组合、矿石结构与构造、矿物结晶程度等性质的差异,进而对矿石选别回收工艺产生影响。本文重点阐述了五种不同类型铜硫矿床的矿床特征和工艺矿物学特点,分析总结了各类型铜硫矿床的矿石结构构造、矿物组成等典型特征,并对不同类型铜硫矿床的典型特征对选矿工艺流程的影响进行了分析。通过研究初步探明了不同类型铜硫矿床物理化学特征及其影响浮选工艺流程的基本规律,可为不同类型铜硫矿选矿工艺流程的制定提供借鉴。

摘要：
本文对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究：在工艺矿物学的基础上，采用优先磁选选铁，磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验，并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验，获得铁精矿TFe含量60.48%，铝精矿Al2O3含量65.46%、A/S为6.32的良好指标。

摘要：
硫化铜矿是世界铜资源的最主要来源之一,高效开发利用硫化铜矿资源,对保障世界及我国铜资源可持续供应具有重要意义。本文对近年来我国硫化铜矿选矿技术领域的发展现状进行了综述,指出了硫化铜矿选矿工艺流程不断精细优化、选矿药剂开发及应用更加注重绿色高效、大型及新型装备不断推出、尾矿综合利用及资源化技术更加得到重视的特点。另外,推动“互联网+矿物加工”、“大数据+矿物加工”发展,开展“基因矿物加工工程”研究,实现研究方式与生产转化的创新性发展,是硫化铜矿选矿技术领域的一个全新课题。

摘要：
某磷酸盐型稀土矿中含有独居石、磷灰石、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿等多种矿物,具有较大综合利用价值。工艺矿物学研究表明,矿石中稀土品位为0.52%,稀土元素主要赋存于独居石和磷灰石中,其中70%的稀土元素分布于独居石中,磷灰石中含有26.60%的稀土元素；独居石嵌布粒度微细,约83.86%的独居石颗粒小于0.038mm,且独居石与磷灰石嵌布关系密切。在预先回收矿石中黄铁矿、磁铁矿和赤铁矿的基础上,采用混合浮选方法得到稀土-磷灰石混合精矿,该混合精矿经预浸-磁选工艺,可以得到REO含量45%的独居石精矿,磷灰石中稀土元素进入预浸液,全流程稀土回收率达74.20%。

摘要：
GCX型无介质高效擦洗机主要用于矿物的擦洗与提纯,根据擦洗机的主要结构及工作原理,对GCX型无介质擦洗机的筒体、搅拌装置等主要结构形式进行研究,通过对叶轮、筒体的关键参数,传动方式及输入功率匹配等方面进行优化设计,解决了GCX型无介质高效擦洗机研制中的关键技术问题。

摘要：
提出了逆向流态化虚拟富集槽设计概念并建立相应的仿真模型,在斯托克斯定律范围内分析了两组分颗粒的受力及分离情况,推断了颗粒在受逆向流场与离心流场耦合作用下虚拟富集槽的机理及对重颗粒的富集特性。论文以铁粉和二氧化硅颗粒为分析对象在水介质为环境下进行了数值仿真,验证了当内锥转速为700rpm、逆向流压力13500Pa,径、轴向比为1:2.7时虚拟富集槽起到了良好的富集分离效果。研究表明虚拟富集槽对简化超重力选矿设备分选锥结构具有重要意义。

摘要：
在铜锌共生矿铜、锌浮选分离过程中，抑制闪锌矿上浮是关键。为了研究提高抑制效果的途径，本文通过单矿物浮选试验，利用扫描电镜分析、拉曼光谱分析，研究比较了水射流磨矿与球磨磨矿（铁介质） 两种不同磨矿方式对闪锌矿抑制剂作用的影响。浮选试验结果表明，无抑制剂水射流磨矿回收率大于球磨（铁介质），同时抑制剂对水射流磨矿产出的闪锌矿的抑制效果远大于对球磨（ 铁介质）磨矿的产物的效果，说明水射流磨矿对闪锌矿天然界面保持较好，球磨（铁介质）较差。拉曼光谱分析表明，抑制剂与水射流磨矿产物中的闪锌矿作用较强，而经球磨（铁介质）磨矿，闪锌矿之间及闪锌矿表面与铁球发生反应，生成大量亲水性的羟基铁化合物，干扰了抑制剂与闪锌矿表面的作用，抑制作用显著变差。

摘要：
分析了实施选矿过程智能优化制造必要性和可行性,提出了选矿过程智能优化制造总体架构和建设路径,阐述了大数据和新一代人工智能技术在选矿智能优化制造中的应用方向,明确了选矿过程智能优化制造发展愿景、目标和重点研究任务,给出了政策建议。

摘要：
通过浮选试验、吸附量试验及红外光谱测试，研究了黄薯树胶在白钨矿与方解石浮选分离中的作用，并分析其机理。结果表明，在浮选体系中添加黄薯树胶对白钨矿抑制效果不明显，但对方解石有强烈的抑制效果。在pH=7，黄薯树胶用量为30mg/L时，方解石和白钨的可浮性出现较大差异，白钨矿与方解石可以有效分离。吸附量试验表明：抑制效果的差异原因在于黄薯树胶对方解石的表面吸附比对白钨矿表面吸附显著。红外光谱分析表明：黄薯树胶在白钨矿表面没有引起化学吸附作用, 但在方解石表面吸附作用较强, 主要引起了化学吸附。

摘要：
浮选动力学研究是评价浮选机工作性能的重要方法,对洛阳栾川钼业集团股份有限公司选矿三公司粗扫选作业技术改造采用的KYF-320浮选机空气分散度、气含率、气泡负载率、悬浮能力等关键浮选动力学参数进行了测试。测试结果表明：浮选机空气分散度均在2以上,分散效果良好；单台浮选机气含率分布均匀,最大气含率达到16.9%,能够保证矿物颗粒与气泡间的碰撞概率；气泡负载率变化幅度较小,证实在矿化气泡上升过程中矿物颗粒无明显脱附显现；近泡沫层区域矿物颗粒有一定分层现象,有利于目的矿物和脉石分离,KYF-320浮选机浮选动力学特征能够满足该项目钼浮选工艺要求。

摘要：
云南某选矿厂锡泥矿，采用重选回收率低。为了提高细粒锡石的回收率，对锡泥矿进行锡石浮选试验研究，试验结果表明采用“脱泥—脱硫—浮锡工艺”，以草酸为调整剂，TL-1为捕收剂，P86为辅助捕收剂，获得锡精矿品位8.47%、锡回收率78.13%的闭路试验指标。并在此基础上对锡泥矿开展锡石浮选工业试验，其结果与原重选工艺比较，锡品位提高了5.84%，对原矿回收率提高了3.18%，经济效益显著。

摘要：
多极性基团之间协同作用对捕收剂的捕收性能和选择性具有重要影响,基于极性基团间的协同效应来开发新型、高效的浮选药剂已成为国内外研究的热点。本文对极性基团间协同作用在强化氧化锌矿石捕收剂浮选性能中的应用情况进行了总结和分析。结果表明,多键合作用可以显著提升捕收剂对含锌氧化矿物的捕收性能和分选效率,极性基团间电子效应则可改善捕收剂的物理化学性能提高浮选效率。深入研究极性基团协同作用机理,对精准调控捕收剂浮选能力具有重要意义。

摘要：
针对铁矿石磁选过程中出现的磁团聚夹杂脉石严重的现象,北京矿冶研究总院研制出了一种新型高频谐波磁场磁选机,此类设备利用高频交变磁场对磁性矿物产生的高频磁扰动来打破磁团聚,进而提高分选精度。本文重点介绍此类设备的关键技术及发展历程,以及在铁矿石磨前干式预选,磨后精选及冶金粉材提纯除杂等领域的应用进展,并对相关设备未来发展方向作了展望。

摘要：
利用光学显微镜、X-射线衍射分析、扫描电镜、矿物自动分析仪(MLA)及X-射线能谱分析,结合化学分析及化学物相分析等综合手段,研究了安徽某铜铅锌多金属矿中金银的赋存状态及工艺特性。结果表明,金主要分布在银金矿中,分布率为76.53%；银主要分布在碲银矿中,分布率为70.46%。影响金银回收的主要因素是金银矿物与黄铁矿关系密切,分别有43.52%的金和19.32%的银以黄铁矿包裹体的形式存在,由于金银矿物嵌布粒度较细,其中,20um以下的金矿物和银矿物分别占46.54%和83.65%,因此这部分金银主要损失到硫精矿中。

摘要：
河北某铜尾矿含铜0.076%，铁5.74%，其中原生硫化铜占总铜的81.26%，其次为次生硫化铜，占总铜的12.21%。可回收的铁矿物主要以磁铁矿形式存在，占总铁的49.53%，其余除少量赤铁矿、褐铁矿外，大部分为硅酸铁和碳酸铁。大部分黄铜矿的粒度较细，在5-10μm之间，少部分在30-100μm之间，其解离度较低，在35%左右，主要被包裹于脉石矿物中。为了确定该尾砂的可选性，进行了选矿试验研究。结果表明，以原矿的浮选泡沫产品为载体，带动尾砂中的细粒黄铜矿进行分支载体浮选，可获得铜品位为18.07%的铜精矿，其中尾砂中铜综合回收率为20.41%，原矿中铜回收率为73.17%，该选矿指标比尾砂和原矿样单支浮选获得的选矿指标好。

摘要：
柿竹野鸡尾铜锡多金属矿含Cu 0.18%，含Sn 0.36%，其他有价元素均较低。由于铜锡有价素嵌布粒度较细，考虑到前面硫化矿的回收和锡石的解离度，磨矿粒度较细，采用重选回收率较低，因此采用浮选的方法来回收锡石。本研究采用碳酸钠作为pH调整剂，硝酸铅作为活化剂，GYB作为捕收剂，2#油作为起泡剂，采用一粗两扫三精的工艺流程，最终闭路试验，锡石精矿中锡含量为5.27%、回收率62.42%。

摘要：
采用预处理除杂—银浮选—重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305，最终获得了银品位4500 g/t、银回收率73.63%的银精 矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮-重联合的选锡工艺流程，获得了锡品位48.37%、锡回收率52.38%的锡精矿，实现了尾矿中有价金属的综合回收。

摘要：
基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选-难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选”的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t,铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1；戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25%,铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t,铜回收率94.57%、银回收率80.44%。相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。

摘要：
对五种不同的黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响因素进行了分析研究。以硫含量差别较大的两种铁矿石为试样,研究了不同种类黄药在矿石浮选过程中,充气、搅拌、黄药浓度及种类对其分布的影响。结果表明,黄药在矿石表面的分布率随充气时间和搅拌时间的延长而升高；在充气/不充气条件下,黄药与矿石作用后,其在矿石表面的分布率最高可达95%以上/最低为20.2%,在仅搅拌条件下,含硫低和高的矿石表面的黄药分布率最高分别为49.85%和69.76%；黄药的碳链长度越长,其吸附在矿石表面的比例越高,直链结构的黄药比支链结构的黄药更易吸附在矿石表面上；黄药的浓度越高,其吸附在矿石表面的比例越高。该研究可以给黄药废水的降解及其去除提供理论基础。

摘要：
针对目前复杂难选磁铁矿资源开发利用现状，提出关键分选设备的研发与改进是铁矿选矿工艺发展重点之一。以主要分选作用力场结合方式对磁铁矿分选设备进行了分类，概述了磁选、重选、浮选等单力场分选设备及由以上经典分选力场复合而成的复合力场分选设备结构特点、分选原理及其现场应用情况。研究表明：重选能耗低，无污染，处理量大，但分选粒度较粗，分选效果偏低；浮选下限低，但药剂制度复杂，成本较高，且难以满足日益提高的环保要求；磁选对磁性矿物虽更具针对性，但磁性夹杂易导致磁精矿品位偏低。提出了复合力场分选设备作为一种高效节能的选矿设备，具有重选、浮选、磁选等多种选矿方法的优点，提高了设备分选效率、处理量、选择性以及对粒级的适应性等。展望了具有重-磁-浮多重功能的新型多力场复合分选设备将成为未来主要研究方向，替代现有复合力场选别设备成为必然趋势，具有广阔的研究与应用前景。

摘要：
对秘鲁某大型铜选厂的铜精选作业中KYZ浮选柱的操作参数进行探索性条件实验。在不影响选厂正常生产的前提下，以充气量、泡沫层厚度和喷淋水量三个操作参数为变量条件，对比不同条件下浮选柱的选别效果，找到了与工艺流程相适应的操作参数范围。进一步得出规律，浮选柱充气量越大则回收率越高而铜品位相对降低；喷淋水的添加对浮选柱精矿中铜品位具有显著的提升作用，但对铜回收率的降低也较明显。

摘要：
在硫酸铁酸性介质体系下，为揭示次生硫化铜矿堆浸过程中铜蓝与黄铁矿的浸出过程，利用纯矿物进行浸出模拟试验。纯矿物电位控制试验结果的化学动力学分析表明：铜蓝与黄铁矿浸出速率受表面化学反应控制，500mV(vs.Ag/AgCl)浸出条件下，黄铁矿浸出速率的提升量比铜蓝高出1倍，黄铁矿对电位表现出更强的相关性。结合低品位次生硫化铜矿生物浸出生产实际，进行了实际矿石柱浸验证试验，电位调控能使铁浸出率最高降低2个百分点，控制电位浸出的方式为次生硫化铜矿生物堆浸的过程控制提供了参考。

摘要：
采用Materials Studio 中Forcite模块,对十二胺和油酸钠两种捕收剂分子在锂云母表面的吸附过程进行了分子动力学模拟研究,分析了水分子在吸附前后相应的排布变化。吸附形貌的结果表明,十二胺与油酸钠用量在2:1时吸附效果最好。通过对捕收剂头基以及碳原子分布函数的分析,其协同作用的机理可能是十二胺首先在锂云母表面进行有效吸附,油酸钠“间接”地通过头基间的静电吸引或是碳链之间的疏水作用,从而增加表面碳链密度和高度并使得吸附层更加稳定。表面水分子自扩散系数的分析也显示,吸附了单层DDA和混合捕收剂的自扩散系数相较纯云母表面的值分别下降了20%和25%左右,表明混合捕收剂的吸附使得锂云母表面更加疏水,从而有利于浮选的进行。

摘要：
本文对云南某选厂硫化矿系统的泥矿进行了选矿试验研究,通过旋流器脱泥、浮选除硫、锡石浮选的工艺,从锡品位为0.380%的给矿中获得了品位和回收率分别为8.47%和43.10%的锡精矿,锡石浮选作业回收率为78.13%。工业生产试验取得了与室内小试试验较为接近的指标,其结果进一步证明了锡石浮选工艺处理此类细粒级锡石具有明显的优势。

摘要：
为了实现江西某低品位铁锂云母矿的资源综合利用，在工艺矿物学及试验研究的基础上，提出了采用“重-磁-浮”联合选矿工艺流程，并针对该矿泥化程度高的问题，进行了磨矿细度、脱泥、捕收剂种类及用量条件试验，确定了回收锂、钽铌、锡、长石及铁等有价组分的全开路流程。在原矿仅含Ta2O50.0041%、Nb2O5 0.0047%、Li2O 0.63 %的基础，获得了含Ta2O5 15.28%、回收率37.35%的钽铌精矿，含Sn 42.76%、回收率38.48%的锡精矿，含Li2O 3.1%、回收率75.48%的锂云母精矿，并使得长石精矿达到了特级品质量标准。

摘要：
为了解决高硫铅锌矿分离时石灰用量大的问题，结合工艺矿物学，对云南某高硫铅锌矿进行了选矿试验研究。试验结果表明，在低碱度的情况下（pH=9）采用LY-2可以较好的抑制黄铁矿。闭路试验可获得铅精矿含铅61.13%，铅回收率88.40%，铅硫分离铅作业回收率91.75%，硫精矿含铅1.66%，含锌2.76%，铅回收率7.95%，锌回收率5.19%，实现了铅硫的高效分离，对该类矿山的开发提供新思路。

摘要：
对云南某含铜0.22%、含锌0.68%、含镁14.34%的选铁尾矿,以北京矿冶科技集团有限公司自主研发的绿色高效选矿药剂BK306作为铜捕收剂,采用“铜、锌顺序优先浮选-铜、锌精选回路分别产出小尾矿”的工艺流程处理该矿石,获得铜精矿中铜品位27.34%,含锌6.72%,铜回收率为57.25%；锌精矿中锌品位48.51%,含铟1160g/t,含铜1.32%,锌回收率为69.96%的良好指标。为开发利用该类型富镁含低品位铜、锌的复杂铁多金属矿石提供了技术依据。

摘要：
硫化铜和辉钼矿可浮性比较接近是导致铜钼分离困难最主要的原因。本文从铜钼分离现状和新技术两个发面对其进行详细介绍。铜钼矿石一般采用混合浮选工艺，然后通过抑铜浮钼方式进行铜钼分离。但是传统黄铜矿抑制剂存在选择性差、用量大、环境污染严重等问题。针对目前铜钼分离存在的问题，国内外科研者提出一些新的分离工艺，包括氧化-浮选、电化学浮选、海水浮选、浮选柱浮选、选择性浸出、超导磁选技术等，这些技术具有明显优势，但目前仅局限于理论阶段，需要进一步完善。另外，高效低毒抑制剂的开发仍是目前铜钼分离焦点话题。

摘要：
某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81。铜矿回收率得到了较大提高。进一步针对现有生产流程进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。

摘要：
以0.83~2 mm、0.35~0.83 mm两种单一粒径的攀西钒钛磁铁矿为原料,钢球和短圆柱形钢锻为介质,设定磨矿浓度80%、磨矿时间0.5、1、2、4、6、8、10 min、磨机转速96 rpm/min,钢球的配比为D30：D25：D20=42：60：93,短圆柱钢锻配比为D30×30：D25×25：D20×20=28：40：62,介质充填率为40%。研究结果表明：不同形状的磨矿介质对钒钛磁铁矿的破碎遵循一阶动力学模型,且在短时间内短圆柱钢锻的破碎速率Si明显高于钢球的破碎速率,在短时间内介质形状对初始破碎分布参数的影响较大。

摘要：
选矿工艺矿物学在矿产资源合理化开发过程中发挥了极其重要作用。随着现代科学技术和社会经济的快速发展,工艺矿物学正在经历从传统向现代工艺矿物学的转变。简单介绍了国际和中国工艺矿物学的发展历程以及近五年中国选矿工艺矿物学的主要研究成果。同时对其未来的发展趋势做出了展望,为选矿工艺矿物学的发展指明了研究方向。

摘要：
以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨磨矿细度为-0.038mm占95%,酯-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿；尾矿含铜品位降到0.18%。本研究对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。

摘要：
金川镍铜矿石中富含贵金属矿物,在常规磨矿流程中进行了贵金属尼尔森重选回收的工业试验。依据试验情况和贵金属矿物的性质,设计了尼尔森选矿机在半自磨回路中的应用流程,并在金川大型镍铜矿半自磨回路中成功应用,取得了良好的选别指标。

摘要：
某低品位钛铁矿TFe含量为10.20%、TiO2品位为 4.55%，属于低铁低钛等级矿石。矿石成分简单，主要工业矿物为钛铁矿和磁铁矿，主要脉石矿物为角闪石、长石。针对该矿石，首先进行了重磁拉抛尾，获得了TFe含量为12.31%，TiO2品位为5.81%的抛尾粗精矿；抛尾粗精矿经磨矿—选铁处理后，采用“螺旋溜槽+干式磁选”工艺，获得了TiO2品位为46.17%的钛精矿产品，回收率为46.72%。实现了矿石中铁、钛矿物的高效回收。

摘要：
针对某铜锡多金属矿尾矿进行工艺矿物学研究,发现该尾矿含有钨、锡、铋等有价金属,含量分别为0.09%,0.08%和0.05%。研究结果表明虽然有价元素含量低中,但均以矿物形式存在且粒度较粗,有价矿物集合体解离情况好,且与脉石矿物之间存在较大的相对密度差异。富集试验表明硫化物矿物通过淘洗可得到有效富集,因此选矿试验可利用矿物之间的密度差通过重选实现有价矿物的预富集；针对淘洗富集产品的工艺矿物学研究结果表明：有价矿物磁黄铁矿、白钨矿、锡石、黑钨矿和自然铋的粒度相对较粗,一般为0.02mm-0.104mm,而且单体解离度都在80%以上,解离比较充分,有利于后续彼此之间的分离。根据尾矿中有用矿物嵌布关系、粒度分布和解离度等工艺矿物学结论,选厂采用“重选预富集-铋硫混浮-铋硫分离-钨锡重选富集-浮选分离”工艺,获得了铋精矿、钨精矿和锡精矿,提高了企业的经济效益。

摘要：
运用化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、及自动矿物分析系统等分析方法对白云鄂博矿床主矿霓石型铌稀土铁矿石中铌在独立矿物中的富集状态和分布规律进行研究,研究结果表明：主矿霓石型铌稀土铁矿石中稀土品位为9.1%,以氟碳铈矿和独居石为主,且二者比例约为2:1,元素以轻稀土元素为主；铌品位高达0.27%,铌矿物主要有易解石、烧绿石、铌铁金红石、铌铁矿和褐钇铌矿,五种矿物中易解石含量最高为0.30%；铌独立矿物的赋存状态主要以细粒及微细粒包裹体存在于其他矿物中；铌铁矿中铌元素质量占比最高,最大可达54.53%,易解石中铌元素分布率最高为31.80%,五种铌矿物含铌量之和占该类矿石中铌总量的80.59%。

摘要：
根据矿石的工艺矿物学研究，对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究，试验结果表明，采用铅锌硫依次优先浮选流程，可以实现铅锌的高效分离，并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%，回收率为93.12%的铅精矿，锌品位为51.10%，回收率为89.24%的锌精矿，硫品位为46.03%，回收率为33.35%的硫精矿，铅精矿含银品位为1105.50g/t，银回收率为86.27%。

摘要：
对四川某地含金银碲铋矿进行了初步矿物组分研究,针对矿物特性进行了浮选条件试验,最终浮选闭路试验可以获得碲品位和回收率分别为9.94%和94.81%的精矿产品。精矿产品中铋、金和银含量分别为14.99%、27.27g/t和64.20g/t,回收率分别为95.08%、92.65%和86.63%。通过试验确定了该碲铋矿石的选矿工艺流程及药剂制度,并综合回收利用了其中的共伴生矿物。

摘要：
云南磷化集团有限公司A矿区产的硅酸盐型胶磷矿的SiO2含量一般在30%以上，堆存数量巨大，使用常规的单反浮选工艺难以达到要求的精矿指标，但是使用正反浮选工艺或者双反浮选工艺的生产成本又较高，经济效益不理想。本文从矿石的多元素进行研究分析，发现与CaO/P2O5大于1.79的碳酸型磷块岩配矿后使用单反浮选工艺可以获得合格的精矿指标。在此思路上，对两种矿石进行配合比、解离度、磨矿细度和药剂制度进行探索研究。在配合比为1:3，磨矿细度为92%，药剂制度为抑制剂1.5kg/t，调整剂18kg/t，捕收剂3.0kg/t的情况下，最终可以获得P2O5品位为28.89%，MgO品位为0.91%，产率62.73%，回收率85.24%的精矿指标。

摘要：
针对该矿石矿物组成复杂,银、铅、锌、硫等硫化矿物致密共生的相嵌关系,重点研究了磨矿细度、磨矿方式以及流程结构对选别指标的影响,采用银铅快速浮选-异步强化再选-粗精矿再磨精选工艺,辅助采用铅高效捕收剂BK906,解决了同种矿物由于可浮性差异而影响选矿指标的问题,提高了产品质量,实现了铅锌高效分离回收,最终达到提高有价金属品位和回收率的目的。

摘要：
针对国内某硫化铜镍矿石，铜含量为0.43%、镍含量为0.94%，采用铜镍等可浮工艺进行选别，获得了产率为4.12%，铜品位为9.85%，镍品位为11.13%，铜、镍回收率分别为90.72%和49.69%的铜镍混合精矿，同时还获得了产率为6.05%，镍品位为5.15%、铜含量为0.33%，镍回收率为33.76%的镍精矿。与铜优先浮选和铜镍混合浮选工艺相比，铜镍等可浮工艺具有流程稳定，对矿石性质的适应性强，可以根据市场情况变化灵活把握产品的特点。

摘要：
针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题：铜浮选作业中有13.35 %的铜损失在铜尾矿中；硫精矿含锌1.10%，杂质锌含量超标；锌精矿产品质量不合格（锌品位为18.38%）。对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化，可获得铜精矿铜品位15.11 %，铜回收率92.30%指标，较现场铜回收率提高了5.65 %。采用抑锌浮硫工艺流程，可将现场硫精矿中锌品位由1.16 %降至0.41 %。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位（锌品位最高可达48.71 %），同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。

摘要：
利用偏光显微镜、MLA(Mineral Liberation Analyser)系统、能谱仪等设备对贵州织金硅质及硅酸盐型磷块岩进行了系统的工艺矿物学研究,查明矿石的矿物组成、结构构造、基本参数及主要矿物的特征。该磷块岩中主要脉石矿物为玉髓,选矿需要脱除较多的玉髓才能达到精矿指标,其次该样品硅酸盐矿物含量较高,还要脱除部分硅酸盐矿物,以减小其对后续湿法磷酸过程中的不利影响。矿样中胶磷矿主要为团粒状、凝胶状、碎屑状结构,和脉石矿物嵌布紧密、杂乱,且胶磷矿、石英、玉髓均属细粒嵌布,需要细磨才能使胶磷矿和脉石矿物较多的解离。磨矿至细度为-75μm占99.41%,胶磷矿的单体解离度为72.88%,解离情况不理想,而且细磨使-30μm粒级产率大大增高,造成次生泥化现象,降低了浮选药剂的选择性,增加了选矿的难度。该矿样难以通过磨矿的方法使有用矿物和脉石矿物较多的解离,故通过浮选的方法难以达到理想的、经济的选别指标。建议将该类型的矿石和其他类型的矿石进行配矿使用,以达到资源的综合利用。

摘要：
通过矿相显微镜、扫描电子显微镜、电子探针、X射线能谱元素面分析等多种手段综合研究四川某地黏土型钒矿中钒的赋存状态。样品为铝质黏土岩，V2O5含量为0.93%。黏土矿物总量为61.7%，石英含量13.4%，黄铁矿含量17.1%。样品具典型的黏土结构，矿物粒度微细。钒有两种赋存状态，一种呈钒云母的独立矿物形式存在，另一种则呈类质同相的形式存在于绢云母和伊利石中。典型测点平均含钒量为0.873%，fm-5测点钒含量2.143%，为钒云母；fm-6测点钒含量0.138%，为含钒伊利石；fm-7测点钒含量0.333%，为含钒绢云母。与钒云母、伊利石、绢云母三者结构相似，且粒度极其微细，无法分离，故应作为一个整体单元来回收利用钒。建议通过浮选脱除黄铁矿，然后通过擦洗—脱泥的方式对石英和黏土矿物进行分离，从而实现钒的富集。

摘要：
通过野外取样、制备样品、显微镜观察、X射线衍射分析(XRD)、X射线荧光光谱分析(XRF)、电感耦合等离子体质谱法分析(ICP-MS)、电感耦合等离子体原子发射光谱法分析(ICP-AES)、扫描电镜配合能谱分析、电子探针分析等手段，对贵州织金某红土型钛矿中钛元素赋存状态作了系统的研究。得出该矿石中TiO2含量在5.02 %～8 %之间，铝硅比较低，属于红土型钛矿石；钛元素以独立矿物锐钛矿、钛铁矿存在于矿物中；钛元素取代赤铁矿中的铁元素，以类质同象赋存于赤铁矿晶体中；可通过加碱焙烧后加水浸出富集锐钛矿。

摘要：
为更好的开发利用甘肃省肃北县鱼脊山蓝晶石矿床,采用X-射线衍射分析、光学显微镜、扫描电子显微镜、X-射线能谱分析及工艺矿物学参数自动测试系统(BPMA)等手段,基本查清了矿石的矿物组成、结构构造、蓝晶石等重要矿物的粒度以及不同磨矿细度下的解离度,分析了影响选矿指标的矿物学因素,为该矿的进一步选冶提供依据,也丰富了矿区的矿物学资料。

摘要：
介绍了GJM型搅拌磨机基本结构和工作原理,分析了设计中的主要因素搅拌装置、槽体结构和耐磨材料；针对大鳞片石墨的特性开发了GJM型石墨专用搅拌磨机,着重介绍其在国内外石墨选厂的工业应用情况。结果表明,GJM型石墨用搅拌磨机可显著提高石墨产品的质量等级,为生产企业创造了巨大经济效益,推动了高端石墨行业的快速发展。

摘要：
为了更好的回收大洋富钴结壳中的有价元素,对该样品进行了系统的工艺矿物学研究。通过光学显微镜、扫描电镜、化学选择性溶解、比重测定等仪器和方法,查明了大洋富钴结壳样品由结壳矿物和基岩脉石两部分组成,而结壳矿物由铁锰水合氧化物和壳内脉石呈弥散状组成, 99.06%的钴赋存在铁锰水合氧化物中。研究结果表明,应对样品进行选矿预抛尾,后续通过湿法冶金的方法有效回收钴。

摘要：
现有分级/筛分设备都存在不同的优缺点。为提高分级作业的精度和效率，发明一种具有旋流-高速-柱形特征结构的颗粒分级设备——旋流分级柱。通过连续分级试验研究表明该设备的分级精度和效率都比较高。在筛网孔径为350μm、分级浓度35%、中心轴转速1000r/min的条件下，当加矿速度为2kg/min、3kg/min、4kg/min时，E量-350μm=E质-350μm，分别达到97.23%、93.17%和87.46%；相同浓度条件下，分级时间与量效率呈正相关，不同浓度下，相同分级时间下的分级效率没有可比性；拟合曲线预测发现当量效率E量-350μm和E量-74μm为80%时，加矿速度分别达到5.0kg/min和5.42kg/min，分级时间分别为3.0min和0.9min。试验研究表明，为提高加矿速度（处理量）和分级效率，可以增加柱形筛网水平截面积（分级有效面积）和柱体有效分级长度。

摘要：
采用重选-浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。该矿泥化严重,首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响,并能增加浮选给矿锡品位,离心选矿可以使锡品位富集5倍以上,作业回收率达到87.4%。离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿采用碳酸钠为pH调整剂和分散剂,BY-9和P86为组合捕收剂,CMC为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65%的指标。研究结果表明利用离心选矿机进行脱泥富集,采用重-浮联合工艺对微细粒锡石具有较好的选别效果。

摘要：
研究了一种新型的氧化铜矿捕收剂HZ对纯矿物的浮选行为，考察了溶液pH值、捕收剂用量等对其浮选效果的影响，并与传统捕收剂进行了对比，试验结果表明：该新型捕收剂HZ适应pH范围较广，在pH=6~9范围内均可取得良好的浮选性能，同时具有用量少、捕收能力强等优点。孔雀石-石英人工混合矿浮选分离试验结果表明，当硫化钠用量30 mg/L时，铜精矿品位可达50%以上，其回收率为65.14%。实际矿石闭路试验结果表明，经一粗三精二扫浮选工艺流程，可以获得铜品位为32.56% 、作业回收率为61.56%的氧化铜精矿。

摘要：
刚果(金)某硫化铜钴矿位于加丹加省利卡西市,属中非铜钴矿带典型的硫化铜钴矿,矿石含铜1.50%、钴0.48%。根据矿石中铜钴矿物难以浮选分离的矿物特性,确定了“铜钴混合浮选”的原则流程。结合新型高效选择性捕收剂BK404B及铜钴活化剂BKNA,采用“一粗两扫三精-粗精矿再磨”的工艺流程,浮选闭路试验获得含Cu26.93%,Co7.24%,铜回收率93.70%,钴回收率78.42%的铜钴精矿。另外,针对浮选闭路试验尾矿,通过强磁选强化对钴的回收,可获得含钴1.18%,钴回收率3.20%的磁选精矿,浮磁精矿合并后满足销售要求,即采用浮-磁联合工艺使钴的回收率提高3.20个百分点。

摘要：
本文对硫铜钴矿纯矿物在采用不同药剂条件下的浮选行为进行了研究。试验表明,丁基黄药对硫铜钴矿捕收作用较好,适当增加起泡剂用量可显著提高硫铜钴矿浮选回收率。矿浆pH值对硫铜钴矿可浮性存在影响,当pH值为8.19时回收率最低,pH值为10.88时回收效果最佳。调整剂Na₂S、NaHS在硫铜钴矿浮选中均表现出低用量活化、高用量抑制效果,总体而言NaHS活化效果要优于Na₂S,电位测试表明相同质量浓度的NaHS比Na₂S对矿浆电位的影响更大。

摘要：
本文以油酸钠为主要捕收剂,与苯甲羟肟酸组合使用,复配出二元组合捕收剂,再通过单矿物浮选试验考查二元组合捕收剂对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物的捕收性能。通过表面张力测定和激光粒度测试,系统研究了二元组合捕收剂的浮选作用机理,旨在为我国铝土矿浮选脱硅高效捕收剂的开发提供理论指导。结果发现,二元组合捕收剂NaOL/BHA对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物浮选分离的选择性优于单一油酸钠捕收剂,二元组合捕收剂中油酸钠与苯甲羟肟酸的最佳摩尔配比为9:1。二元组合捕收剂溶液的表面张力随着BHA浓度的增加而降低,并且在较低浓度下即可出现拐点达到稳定值,说明组合捕收剂的活性大,捕收能力强,拐点处对应的药剂浓度比值与单矿物浮选实验得出的最佳组合摩尔比一致。二元组合捕收剂可以明显促进一水硬铝石颗粒表观粒度增大,使其形成疏水性聚团,致使浮选回收率增大,而对高岭石表观粒度几乎没有影响。

摘要：
本文针对高硫矽卡岩金铜矿中黄铁矿含量高、难抑制特点，采用对黄铁矿捕收能力非常弱的Z-200和丁铵黑药作为浮选捕收剂，在低碱度条件下（pH-9.5）实现了铜与金的综合回收。研究结果表明：闭路试验混合精矿铜品位为21.15%、金品位为24.11g/t，铜和金的回收率分别可达93.92%和83.73%，选矿指标较为理想。

摘要：
普朗铜矿一期开采的矿石属斑岩型硫化铜矿, 矿石中铜、钼、金的含量分别为0.68%、0.006%和0.16 g/t，这些金属的品位较低，但都具有回收价值。以相同的粗磨抛尾、粗精矿再磨浮选的原则流程，通过采用高效捕收剂EP2并添加粗选调整剂的新药剂条件，小型闭路试验获得指标为铜精矿铜品位为24.62%、钼品位0.15%、金品位4.08 g/t，相对应的回收率分别为93.24%、60.82%、67.86%。在小型闭路试验对比中，以新药剂条件的试验方案得到较好的浮选指标，铜精矿铜品位略低0.45个百分点，而铜精矿中铜、钼、金回收率分别提高2.44、5.46、6.37个百分点。

摘要：
摘要 新疆某硫化铅矿石中铅品位为铅13.35%、伴生银品位473g/t，铅主要赋存在方铅矿中，部分呈白铅矿、铅矾、磷氯铅矿形式存在。针对该矿石特点采用一粗两扫两精的闭路浮选试验，得到的铅精矿品位为：铅66.12%、银1913g/t；铅精矿中铅、银回收率分别为：铅93.47%、银76.63%。试验结果可以为合理开发该矿石资源提供依据。

摘要：
节能降耗一直是磁选技术与装备的重要追求目标，而开放磁系式永磁强磁选是分离弱磁性矿石和非磁性脉石的高效、低成本、绿色技术，强磁永磁化技术发展潜力大、前景好。永磁强磁选设备得到广泛应用的主要有辊式与筒式两种结构形式，本文对其在弱磁性矿物的块矿干式预选、粗粒湿式预选、微细粒精选及非金属矿提纯等生产工艺流程中的应用情况进行了综述。

摘要：
针对云南某铜矿嵌布粒度粗细不均、嵌布关系复杂、部分铜矿物易过磨损失,从而导致铜精矿中铜和伴生金、银回收率低的技术难点,通过采用铜选择性捕收剂BK901G和铜快速浮选-中矿再磨再选浮选工艺,获得了较好的浮选工艺指标,其中铜精矿中铜的品位和回收率分别达到23.79%和93.66%；伴生金、银的回收率分别达到43.92%和67.93%。该工艺技术可为同类型矿山提供借鉴。

摘要：
铁锰氧化物由于其胶体成因特征,在自然体系中是多种有价金属,如金、银、铜、镍、钴、钨、锡、铅等的载体矿物。褐铁矿和硬锰矿等天然铁锰复合氧化矿物所负载的有价金属具有相当的复杂性,难以用物理方法解离或暴露于表面而被浸出,这些有价金属的回收提取一直是选冶技术共性难题。本文以云南北衙铁金多金属矿氧化带矿石为研究对象,采用XRD、MLA、LA-ICP-MS和SEM等分析测试手段研究了天然铁锰氧化矿物负载金、银的差异和规律性。研究结果表明,该矿石中金、银的赋存状态具有多样化的特征,矿石中79%的金为游离金,以明金形式存在于褐铁矿的溶蚀孔洞中,褐铁矿中金粒结晶后边缘形成或大或小至极微细收缩空隙,这些溶蚀孔及结晶收缩孔为氰化浸出金银提供过液通道。矿石中82%的银赋存于硬锰矿中,这部分银主要进入硬锰矿晶格中的大尺度隧道结构中,少数银以螺状硫银矿形式存在于褐铁矿溶蚀孔洞中。为此,北衙氧化矿的选冶研究摒弃“金细则细磨”的常规思维,根据矿物磁性和金、银赋存状态差异,提出分流分选新理念,在粗磨条件下,分出磁铁精矿、褐铁精矿和非磁三股矿物流,在富银含锰的褐铁精矿中采用弱酸体系中选择性还原解离硬锰矿中银,在控制pH值抑制褐铁矿溶解的前提下,还原释放锰矿物晶体结构中的银离子,实现银的化学解离。该研究成果揭示了氧化带金、银的赋存规律,成因机制以及影响金、银冶金提取的深层次的矿物学因素,为氧化矿金银的选冶研究提供了理论依据。

摘要：
为有效利用印度尼西亚某难选铜铅锌多金属硫化矿资源,对该矿石进行详细的工艺矿物学研究。研究发现铜、铅、锌主要以独立矿物形式赋存在黄铜矿、方铅矿和闪锌矿中,嵌布粒度极不均匀。其中固熔体分离状黄铜矿粒度一般在2-30μm之间,方铅矿粒度在6-3000μm之间,闪锌矿粒度在10-10000μm之间。三种目的矿物呈不均匀稀疏-稠密浸染状分布,彼此共生关系密切,且与脉石矿物呈不规则毗连镶嵌,使得铜、铅、锌分选困难,难以获得高品位精矿。此外,受游离状态铜离子的活化作用,闪锌矿可浮性增强,会进一步恶化铅锌分选指标。

摘要：
对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮—铅硫分离—尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%；锌精矿产率6.20%、Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%；富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的技术指标。

摘要：
某超大型复杂铀多金属矿具有有价元素含量低、目的矿物种类多而含量少的特点，为减少选别工作量，降低企业生产成本，有必要对该矿石进行预抛尾。本次从工艺矿物学角度探讨了预抛尾的可行性，最后建议在-2mm破碎细度下采用螺旋溜槽重选进行预抛尾，使有用矿物得到有效富集，并最终取得良好的选矿指标。

摘要：
该方法主要针对有色金属行业选矿厂的磨矿过程半自磨机、球磨机等磨矿设备的负荷分析。该方法利用OPC技术通过计算机实现对磨矿过程的实时工艺数据的采集、处理、分析存储,利用POS-BP算法构建磨机功率软测量模型,从而实现对磨机功率的在线预测分析,之后结合案例分析技术,实现对磨机负荷的智能在线分析,该方法能够有效的减少磨机涨肚次数,提高磨机处理量以及磨矿粒度合格率,降低衬板和钢球损耗,并且该方法的预测值可以为这个磨矿过程的优化控制、专家控制等先进控制提供有效的参数依据,从多方面提高磨矿过程乃至整个选矿过程的运行效率,从根本上提高矿山企业经济效益。

摘要：
选矿流程产品的工艺矿物学研究可在矿石性质变化、选厂技术改造时为工艺流程的改进提供方向和依据。内蒙某铜铅锌锡多金属矿生产中在锌硫作业中银和铜损失率分别为13.10%和15.64%。为最大限度地提高资源综合利用价值，选择锌硫混合精矿为研究对象。通过赋存状态研究确定了铜、银回收的目的矿物；通过铜、银矿物嵌布关系密切判断出铜、银走向一致，可同步富集。在此基础上，根据黝铜矿、黄铜矿、铜矿物集合体的单体解离度仅为12.84%、33.65%和25.40%，但铜矿物集合体粒度较粗的特点，提出了对铜矿物集合体再磨，获得银铜精矿的技术方案。最终选矿工艺通过提高再磨细度获得了银品位2699g/t、铜品位为10.02%的高品位银铜精矿。

摘要：
为了探究新型阳离子捕收剂GE-609的起泡特性，在自行设计的浮选柱模拟系统中，以柱中气泡发生器产生的气泡为研究对象，通过高速摄像记录仪获取气泡群图像，将图像进行预处理后转化为二值图像，通过设定圆形度范围将其分为单气泡、粘连气泡，最后通过分割黏连气泡后，得到气泡群中气泡形状和直径。数据分析发现，阳离子捕收剂GE-609可改变气泡形状，随着药剂浓度的增加，气泡形状逐渐由不规则型变为标准的球形，当GE-609浓度超过2.56mg/L时，气泡群中的气泡平均圆形度C稳定在1，浓度的增加不再改变气泡形状。在抑制气泡直径方面，GE-609具有高效的起泡性能，与醇类起泡剂松油醇相比较，GE-609产生气泡Sauter直径为0.5mm，低于松油醇。

摘要：
采用光学显微镜、扫描电镜、矿物自动分析仪(AMICS)及化学物相分析等仪器和手段,对某铜冶炼厂不同缓冷时间条件下的电炉渣进行了系统的工艺矿物学研究。研究结果表明,随着冷却时间的延长直接喷水冷淋的电炉渣中铜物相的粒度相比自然冷却的电炉渣,分布在0.020mm以下的占有率由52.48%降低至40.37%,电炉渣中的铜物相颗粒粒度有所增加,但增加幅度不大。可见,延长电炉渣的冷却时间,可促使冰铜颗粒的长大,有利于后续浮选回收,但缓冷时间只是影响冰铜颗粒生长的重要的因素之一。

摘要：
浮选设备中气泡与颗粒的碰撞是一个复杂的力学过程,本文设计了一套电磁发射装置,将颗粒以可控的速度和角度射向水中的静止气泡,用以简化模拟真实的浮选现象。高速相机被用来监测这一碰撞过程,然后对图像进行分析,提取了颗粒的运动参数以及气泡的变形信息,研究了颗粒与气泡的作用时间与液膜排液规律,并推导了一个数学模型来预测碰撞现象的时间尺度并提出了黏附判据。

摘要：
针对国内某选矿厂铜浮选工艺泡沫速率不稳定,精矿品位波动大,回收率不理想等特点,本文设计了一套浮选专家控制系统,该系统结合泡沫影像分析技术,在线品位分析技术,PID控制与模糊逻辑控制技术。系统架构简明合理,逻辑层次清晰有效,投入运行一段时间后,在不同原矿品位前提下,都能实现稳定泡沫速率,减少精矿品位波动,提高回收率等指标优化,同时药剂添加量也有明显减少。这表明该系统运行效果良好,值得应用推广。

摘要：
针对七宝山铅锌矿石因露采易氧化、属鸡窝矿性质不稳定、原矿品位逐年下降、以及氧化铜析出等诸多因素导致铅锌回收率偏低的问题，在实验室试验研究基础上，工业生产中通过采取二段磨改造提高原矿磨矿细度、增加铅浮选硫化钠用量、调整铅浮选捕收剂混合用药、加强原矿配矿等措施，2017年和2018年的铅、锌回收率比2016年分别提高了0.86%、1.48%和2.97%、1.84%。

摘要：
本研究以含银铟难处理铅锌硫化矿物为对象,详细地研究了各种硫化矿单矿物的浮选行为。研发了一种低碱浮铅工艺生产流程,使用苯胺黑药与乙硫氮作选铅组合捕收剂,硫酸锌与亚硫酸钠作调整剂,在矿浆溶液pH 9.5的条件下,实现了铅银矿物与其它硫化矿物的高效分选。现场精选作业使用富集比高的浮选柱代替浮选机,有效提高了铅锌精矿及其伴生银铟的品质。新工艺取得了较好的生产指标：铅精矿含Pb 62.45%,Ag 2930 g/t,铅回收率85.86%,银回收率69.07%；锌精矿含Zn 46.78%,In 480 g/t,锌回收率达到90.06%,铟回收率71.32%。

摘要：
甘肃某极低品位氧化铅锌银矿，铅品位0.96%、铅氧化率37.50%，锌品位0.76%、锌氧化率32.88%，银品位207.66g/t，银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质，优先浮选产出铅精矿、混合浮选产出铅锌精矿，并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH，通过闭路选铅，获得了品位55.71%、回收率20.73%，银品位7476.81g/t、回收率14.39%的铅精矿；在闭路混选中，获得了铅品位17.61%、回收率为37.47%，锌品位23.64%、回收率65.67%，银品位5593.42g/t、回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时，实现了对低品位矿物的高效回收。

摘要：
为详细研究缅甸地区铁锡矿石的工艺矿物学性质,通过X 射线衍射图谱分析(XRD)、显微镜镜下观察等手段,对矿石的化学组成、物相组成、嵌布特征、赋存状态等工艺矿物学性质进行了系统的研究。结果表明,矿石中铁主要以独立矿物的形式赋存在磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿及菱铁矿中；锡主要以独立矿物的形式赋存在锡石中。该矿可通过弱磁粗选-再磨再选-浮选脱硫流程先选出铁矿石,再采用摇床重选为主,磁选和浮选为辅的联合工艺可有效地回收弱磁粗选尾矿中的锡石,最终实现铁锡矿的综合回收利用。

摘要：
680m3浮选机投入生产试运行已有一年有余，表现出来卓越的设备稳定性和分选性能。本文从680m3浮选机的浮选流体动力学角度出发，分别就浮选机在带矿运行过程总的充气性能、矿浆循环悬浮性能和气泡大小及其负载进行了测试分析。结果表明，680m3浮选机充气量可以达到1.1 m3·m-2·min-1以上，能够满足一般硫化矿大气量的生产需求，空气分散度在7以上，平均气含率约7%；不同深度浮选槽内矿浆浓度和粒级分布较为均匀，无明显分层现象。气泡表面积通量可达39.20 S-1。随着气泡的上浮，气泡负载而呈现上升趋势，最高可达3.37g/L。优越的浮选流体动力学性能充分地保障了其良好的分选效果。

摘要：
云南曲靖某氧化铅锌矿石含铅6.65%,含锌14.44%,铅锌氧化率均高于97%,采用不脱泥,硫化-黄药法优先选氧化铅,硫化-新型胺类捕收剂KM301再选氧化锌的原则工艺流程,闭路试验可获得铅精矿铅品位65.01%,含锌5.88%,铅回收率88.59%,其中矿泥(-20 μm)铅品位51.92%,铅回收率10.80%。锌精矿锌品位38.91%,含铅1.24%,锌回收率91.23%,其中矿泥(-20 μm)锌品位32.59%,锌回收率12.35%的试验指标。

摘要：
为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响，采用预先脱泥浮选工艺，对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究，对于预先脱泥浮选工艺，细泥脱除率为9.42%的情况下，能获得综合铜精矿品位为27.16%，脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业，铜的浸出率能达到94.30%，折算成全流程的铜的回收率就为12.02%，所以全流程的铜综合回收率为85.46%，与原矿直接浮选工艺对比，浮选综合铜精矿品位提高了3.88%，铜综合回收率提高了6.32%，充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后，在保证铜精矿回收率的同时，包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间，这也充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。

摘要：
为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用“磁选+浮选”联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明：在磁选磨矿细度-0.074mm含量占70%、磁场强度为4000GS、浮选磨矿细度为-0.043mm含量占80%时,硫化钠用量1000g/t,丁黄药用量150g/t,2^#油用量30 g/t的条件下,经一段磁选和“一粗二精二扫中矿返回”的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至 16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。

摘要：
本文收集了2022年国内核心期刊发表部分浮选药剂的信息，分硫化矿捕收剂、氧化矿捕收剂、调整剂、起泡剂和助磨剂、浮选药剂的结构与性能和废水处理六个方面介绍并略加评论。

摘要：
河北省某碱性长石花岗岩铷矿，稀有金属以铷为主，伴生有锂、铯、铌、钽。铷和铯以类质同象的形式赋存于钾长石和铁锂云母中，锂主要以铁锂云母形式存在。铌钽主要以独立矿物存在于铌钽铁矿中。采用“弱磁-强磁-浮选云母-长石石英分离”的联合选矿工艺流程，最终可获得Nb2O5品位3 241 g/t、Ta2O5品位1 091 g/t、Nb2O5回收率54.32%、Ta2O5回收率45.45% 的铌钽铁精矿。Rb2O品位11 941 g/t、Li2O品位25 220 g/t、Cs2O品位2 265 g/t、Rb2O回收率28.51%、Li2O回收率75.89%、Cs2O回收率54.77%的云母精矿。Rb2O品位2 276 g/t、Rb2O回收率54.58%的长石精矿以及SiO2品位98%以上的石英精矿。回收铷等稀有金属矿的同时，云母、长石、石英亦得到了分选回收与综合利用。

摘要：
本研究以四川典型稀土矿为研究对象，根据矿石性质，对试样开展了磁选试验、浮选试验、开路流程试验、闭路流程试验等大量研究工作，确定了“阶段磨矿--粗细分别高梯度磁选抛尾--磁选精矿浮选”联合工艺流程，以自行开发的DZY-10为捕收剂，获得了TREO品位为60.24%，TREO回收率为66.58%的稀土精矿，采用高梯度磁选和常温浮选工艺取到了良好的稀土选矿指标，为该类型矿石高效利用提供技术参考。

摘要：
云南某低品位单铜矿是玄武岩单铜硫化矿。根据该矿石性质及结合生产实际,通过工艺流程优化,碎矿效率提高8%左右；一段、二段分级作业量效率均得到明显改善,磨矿细度由原来接近80%下降至70%左右,水力旋流器分级效率增加,一段磨矿作业返砂比由199.17%下降至94.62%,二段磨矿作业返砂比由250.04%下降至168.64%,磨矿负荷大幅降低,更有利于加大原矿处理量；采用一粗两扫一精的优先浮选生产工艺,生产获得铜品位19.25%、回收率 85.27%的铜精矿,与优化前相比,铜金银回收率分别提高3.30%、8.67%和12.53%,药剂成本降低0.13 元/吨.原矿；每年可增加经济效益926.59万元。

摘要：
云南某高硫高铁铅锌矿含铅5.80%，含锌18.90%,含硫36.40%，属于复杂难选硫化矿，其中伴生贵金属银含量达80g/t。矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。通过对铅锌多金属硫化矿的浮选分离研究，采用“铅硫混合浮选—铅硫分离—尾矿再选锌”的浮选工艺流程，在磨矿细度为－74 μm占70%时，优化药剂条件与添加方式，获得良好的分选指标。获得了铅精矿铅品位58.37%，铅回收率86.02%，锌精矿锌品位为50.25%，锌回收率为94.38%，铅精矿含银430.9g/t,银回收率为44.84%，有价元素得到了有效回收。

摘要：
本文采用了一种射流式微泡发生器并建立了矿物浮选实验系统,根据微泡发生器三相流动特性,提出了基于双流体模型的三相流动力学模型。常温常压条件下基于三相流动力学模型,运用CFD理论和fluent分析软件对射流式微泡发生器内气、固、液三相流动行为进行数值模拟,分析了射流式微泡发生器内三相流场的压力、速度和三相分布等重要参数。结果表明：喷嘴截面面积不断变小导致压力增大,发生非常剧烈的三相间相互作用,微泡基本在此处生成；静压在微泡发生器轴向端从入口到出口方向逐渐降低,而在喉管内部静压的径向分布比较均匀,非常适合气固液三相充分混合。本文的研究方法能够对相关设备的开发提供一定的参考。

摘要：
通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了油酸钠(NaOL)与曲拉通X-100组合药剂在白钨矿浮选中的协同作用,揭示了表面活性性质与组合药剂协同效应的关系。研究结果表明,NaOL/TX-100在白钨矿浮选中存在正协同效应,可提高白钨矿回收率以及降低捕收剂用量。机理研究表明,组合药剂的CMC值、表面张力明显均低于油酸钠,气/液界面吸附量高于油酸钠,这些均有利于提高捕收能力和提高起泡性能,同时,组合药剂用药规律与CMC值以及表面张力变化规律一致。该研究表明表面活性剂性质与组合药剂协同效应及用药规律具有对应关系,对组合药剂研究具有指导意义。

摘要：
为加深对自吸气浮选机槽体内的流场结构及性能参数的认识,运用CFD仿真技术对自吸气浮选机槽内气-液两相流进行了模拟研究。以实验室JJF-0.2m₃自吸气浮选机为原型进行仿真建模,采用六面体网格对整个模型进行网格划分的网格数量为1.6x10₆。采用Euler-Euler双流体模型对气-液两相流进行稳态模拟仿真,运输方程的计算运用商业软件ANSYS-FLUENT软件。自吸气浮选机的吸气速率不能预先设定,需要通过模拟结果给出。我们设定气相为单一粒径的气泡,直径为1mm。模拟过程中监测了叶轮区的气含率及功耗,结果表明浮选机处于良好的操作状态。分析了槽内不同区域的气含率云图及速矢量图,对自吸气浮选机内的流场有一个直观的认识。

摘要：
针对小样本数据条件下预测硫化铜精矿品位的问题,提出了基于灰色理论的铜精矿品位预测模型。该模型通过实验所得的小样本数据,动态改变建模数据的初始值和背景值,结合灰色理论建立了硫化铜精矿品位的GM(1,1)预测模型,统计预测模型的平均相对误差。结果表明：基于灰色理论的预测模型精度较高,最小的平均相对误差为1.88%,模型的预测效果较好,可作为预测铜精矿品位的一种新方式。

摘要：
针对某低品位含铜金矿矿石,通过优化药剂制度,推荐“原矿混合浮选-混合精矿铜硫分离-含铜金精矿出售-硫精矿超细磨氰化试验”工艺流程,金铜综合回收率分别达到90.78%和92.94%。

摘要：
对某地含铅0.88%、锌4.61%的高风化砂岩混合型铅锌矿进行了原矿性质与浮选试验研究。其中铅矿物以极细粒分布在黄铁矿、闪锌矿和石英间隙中,难以富集回收；采用捕收能力强的KM捕收剂及常规、无毒、对环境污染小的浮选药剂,优化添加方式,经二粗三精三扫选锌闭路流程分选,获得锌精矿产率8.26%,品位45.78%,回收率83.27%的选矿指标。

摘要：
SXCT湿式高频谐波磁场磁选机采用高频交变磁场技术,通过产生高频磁扰动来打破磁团聚,大幅提高分选精度。SXCT型磁选机应用于攀西某钒钛磁铁矿铁精矿精选作业,有效解决了本作业过程中出现的强磁性矿与弱磁性矿及脉石分离不清问题,工业考察可实现TFe品位提高1.85%、回收率96.12%,尾矿TiO₂品位23.12%、铁钛比1.26,分选指标优良,运行平稳,应用前景广阔。

摘要：
近年来随着硫化铅矿资源的枯竭，氧化铅矿资源的开发利用越来越受到关注。硫化浮选是回收氧化铅矿资源最为经济有效的方法，而白铅矿是最具有工业价值氧化铅矿物，因此白铅矿的硫化问题成为氧化铅矿资源开发的关键问题。本文简要介绍了各种硫化方法，分析了各自的优缺点，重点总结和分析了表面硫化及其影响因素。分析认为正确认识白铅矿的硫化的本质并在此基础上研究硫化的影响因素是今后研究的重点。

摘要：
首先分析总结了粗颗粒矿物难浮的原因为粗颗粒矿物与气泡接触时间短，感应时间长，与气泡气固黏附强度低；其次介绍了流态化技术的发展以及该技术在粗颗粒分选中的应用，气固、液固两相流态化在煤分选领域普遍应用，由于有色金属矿分选领域的复杂性，气液固三相流态化浮选技术处于研究阶段；同时总结了流态化浮选技术原理和设备的研究进展，HydroFloat Separator和NovaCell是具有代表性的设备；分析了流态化浮选的主要研究方向和发展趋势为三相流态化浮选动力学过程研究，三相流场模拟策略研究，以及复合力场的加入提升矿物粒度浮选上限。

摘要：
针对选矿药剂对环境影响较大的问题，本文首次利用生命周期评价技术，建立了铜钼分离抑制剂NaHS与BK511生命周期排放评价模型，并对比二者的生命周期排放评价指标。研究表明：BK511产品毒性低，用量少，采用一锅法制备技术，生产和制备过程不产生三废，使用过程有害物质排放少，说明与NaHS比较，BK511生命周期排放综合外部成本降低，对环境影响小。从产品抑制性能及降低生命周期排放角度两个方面证明，BK511是清洁、高效的铜钼分离抑制剂，是NaHS优良的替代物。

摘要：
某含金矿石中有用矿物为自然金及银金矿,金品位为35g/t。为充分研究该矿石的工艺矿物学特性,通过化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、BPMA(北京矿冶研究总院开发的工艺矿物学参数自动测量系统)等分析手段,对矿石的化学成分、化学物相矿物组成、矿物嵌布特征、金的赋存状态、含金矿物的粒度、含金矿物解离度及影响金回收的矿物学因素等进行了系统研究。结果表明:矿石中金主要以自然金和银金矿形式存在,粒度以细粒金、微细粒金为主,分别占72.96%、27.04%；金矿物的嵌存状态以连生金为主,占65.11%,次为单体金,占31.06%,另有少量的包裹金和晶间金,分别占3.75%和0.08%；研究结果对矿石分选工艺流程的制定具有指导意义。

摘要：
针对某铅锌银多金属硫化矿矿石性质特点,综合考虑经济效益因素,提出采用铅部分优先-铅锌混合浮选工艺流程,配合采用选择性好的新型铅矿物捕收剂D₂₅和新型锌矿物抑制剂T₈,较好的实现了该矿石的综合回收。实验室小型闭路试验获得铅精矿铅、银品位分别为70.30%、5886.55g/t,回收率分别为48.27%、30.65%；铅锌混合精矿铅、锌、银品位分别为15.24%、45.06%、2846.36g/t,回收率分别为46.38%、93.25%、65.67%,铅、银总回收率94.65%、96.32%的较好指标。

摘要：
以两种途径研究了混凝沉淀法对湖南某多金属矿选矿废水COD去除的可行性。用聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁为水处理剂,分别在总尾矿矿浆和尾矿库出水中考察初始pH,混凝剂种类及药剂用量等因素对选矿废水COD去除的影响。结果表明,在总尾矿矿浆中加入聚合硫酸铁1g/L,COD由186mg/L降至121 mg/L,或在尾矿库出水中控制初始pH为7-9,加入七水硫酸亚铁500mg/L,COD由135mg/L降至88mg/L。以第一种方案进行工业试验,取得了良好指标,排水pH为6-9,COD<100mg/L,达到污水综合排放标准(GB8978-1996)一级标准的要求。

摘要：
本文以四川某铜矿石为研究对象,采用抑硫浮铜浮选工艺回收铜矿物。该铜矿属于高硫多金属复杂矿石,伴生多种有用元素。采用常规丁基黄药为捕收剂,石灰、硫酸锌为调整剂浮铜,生产指标不理想。本文探索了以新型组合浮选药剂DF-64 DF-9为捕收剂、DF-90为起泡剂对该铜矿的可选性。结果表明,采用新型混合捕收剂经一粗一扫三精的闭路流程试验,最终获得了铜品位24.45%,铜回收率96.93%的良好指标。选矿厂通过流程改造和使用新的药剂制度后,可产出含铜23.38%、铜回收率92.73%的铜精矿。生产上使用该组合新药剂,能为企业创造良好的经济效益和社会效益。

摘要：
通过孔雀石和硅孔雀石的单矿物和实际矿石浮选试验,研究了硫化钠对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选的影响,矿浆pH值、硫化时间、浮选机转速对+53微米粗粒级孔雀石浮选的影响,以及强化活化剂乙二胺膦酸盐对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选行为的影响。利用红外光谱分析和氧化铜表面溶解行为测试,分析了氧化铜矿表面强化活化剂的作用机理,为实际矿石浮提供的了技术依据,提高了实际矿石浮选技术指标,回收率提高2.03%。

摘要：
针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用采用一粗两扫两精的工艺流程，闭路试验可获得Pb品位 60.35%、含Au 54.06g/t、含Ag 2708.80g/t的铅精矿，铅回收率为59.41%、Au回收率26.05%、Ag回收率37.79%；Au品位33.34g/t、Ag品位 968.97g/t的金精矿，Au回收率为73.95 %、Ag回收率62.21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用，同时不影响金银的总回收率，提高了选厂的经济效益。

摘要：
本文采用RSM(响应曲面法)对铜硫矿浮选中铜的试验条件进行优化,得到最优试验条件为：磨矿细度96.95%、pH=11.68、水玻璃1131.13g/t、乙硫氮44.96g/t。在此基础上进行了铜硫浮选的闭路试验,获得Cu品位18.41%,回收率80.16%的铜精矿,S品位45.45%,回收率85.27%的硫精矿。该研究可作为铜硫分离及RSM在选矿中的应用提供参考。

摘要：
内蒙古某硫化矿中含铜1.29%、锌1.27%、锡0.267%、铁13.46%、砷0.878%、银74.60μg/g。通过采用化学物相分析以及MLA、XRD、EDS、光学显微镜等分析方法和手段，查明了铜主要载体矿物为黄铜矿，锌为铁闪锌矿，闪锌矿次之，锡为锡石,砷为毒砂,铁为绢云母以及黄铁矿，银以类质同象形式分布于方铅矿、黄铜矿以及独立矿物银黝铜矿中，为选矿提高矿石综合利用率提供了矿物学依据。

摘要：
矿床成因决定了矿石类型、矿物共伴生组合、矿石结构与构造、矿物结晶程度等性质的差异,进而对矿石选别回收工艺产生影响。本文重点阐述了五种不同类型铜硫矿床的矿床特征和工艺矿物学特点,分析总结了各类型铜硫矿床的矿石结构构造、矿物组成等典型特征,并对不同类型铜硫矿床的典型特征对选矿工艺流程的影响进行了分析。通过研究初步探明了不同类型铜硫矿床物理化学特征及其影响浮选工艺流程的基本规律,可为不同类型铜硫矿选矿工艺流程的制定提供借鉴。

摘要：
本文对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究：在工艺矿物学的基础上，采用优先磁选选铁，磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验，并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验，获得铁精矿TFe含量60.48%，铝精矿Al2O3含量65.46%、A/S为6.32的良好指标。

摘要：
硫化铜矿是世界铜资源的最主要来源之一,高效开发利用硫化铜矿资源,对保障世界及我国铜资源可持续供应具有重要意义。本文对近年来我国硫化铜矿选矿技术领域的发展现状进行了综述,指出了硫化铜矿选矿工艺流程不断精细优化、选矿药剂开发及应用更加注重绿色高效、大型及新型装备不断推出、尾矿综合利用及资源化技术更加得到重视的特点。另外,推动“互联网+矿物加工”、“大数据+矿物加工”发展,开展“基因矿物加工工程”研究,实现研究方式与生产转化的创新性发展,是硫化铜矿选矿技术领域的一个全新课题。

摘要：
某磷酸盐型稀土矿中含有独居石、磷灰石、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿等多种矿物,具有较大综合利用价值。工艺矿物学研究表明,矿石中稀土品位为0.52%,稀土元素主要赋存于独居石和磷灰石中,其中70%的稀土元素分布于独居石中,磷灰石中含有26.60%的稀土元素；独居石嵌布粒度微细,约83.86%的独居石颗粒小于0.038mm,且独居石与磷灰石嵌布关系密切。在预先回收矿石中黄铁矿、磁铁矿和赤铁矿的基础上,采用混合浮选方法得到稀土-磷灰石混合精矿,该混合精矿经预浸-磁选工艺,可以得到REO含量45%的独居石精矿,磷灰石中稀土元素进入预浸液,全流程稀土回收率达74.20%。

摘要：
GCX型无介质高效擦洗机主要用于矿物的擦洗与提纯,根据擦洗机的主要结构及工作原理,对GCX型无介质擦洗机的筒体、搅拌装置等主要结构形式进行研究,通过对叶轮、筒体的关键参数,传动方式及输入功率匹配等方面进行优化设计,解决了GCX型无介质高效擦洗机研制中的关键技术问题。

摘要：
提出了逆向流态化虚拟富集槽设计概念并建立相应的仿真模型,在斯托克斯定律范围内分析了两组分颗粒的受力及分离情况,推断了颗粒在受逆向流场与离心流场耦合作用下虚拟富集槽的机理及对重颗粒的富集特性。论文以铁粉和二氧化硅颗粒为分析对象在水介质为环境下进行了数值仿真,验证了当内锥转速为700rpm、逆向流压力13500Pa,径、轴向比为1:2.7时虚拟富集槽起到了良好的富集分离效果。研究表明虚拟富集槽对简化超重力选矿设备分选锥结构具有重要意义。

摘要：
在铜锌共生矿铜、锌浮选分离过程中，抑制闪锌矿上浮是关键。为了研究提高抑制效果的途径，本文通过单矿物浮选试验，利用扫描电镜分析、拉曼光谱分析，研究比较了水射流磨矿与球磨磨矿（铁介质） 两种不同磨矿方式对闪锌矿抑制剂作用的影响。浮选试验结果表明，无抑制剂水射流磨矿回收率大于球磨（铁介质），同时抑制剂对水射流磨矿产出的闪锌矿的抑制效果远大于对球磨（ 铁介质）磨矿的产物的效果，说明水射流磨矿对闪锌矿天然界面保持较好，球磨（铁介质）较差。拉曼光谱分析表明，抑制剂与水射流磨矿产物中的闪锌矿作用较强，而经球磨（铁介质）磨矿，闪锌矿之间及闪锌矿表面与铁球发生反应，生成大量亲水性的羟基铁化合物，干扰了抑制剂与闪锌矿表面的作用，抑制作用显著变差。

摘要：
分析了实施选矿过程智能优化制造必要性和可行性,提出了选矿过程智能优化制造总体架构和建设路径,阐述了大数据和新一代人工智能技术在选矿智能优化制造中的应用方向,明确了选矿过程智能优化制造发展愿景、目标和重点研究任务,给出了政策建议。

摘要：
通过浮选试验、吸附量试验及红外光谱测试，研究了黄薯树胶在白钨矿与方解石浮选分离中的作用，并分析其机理。结果表明，在浮选体系中添加黄薯树胶对白钨矿抑制效果不明显，但对方解石有强烈的抑制效果。在pH=7，黄薯树胶用量为30mg/L时，方解石和白钨的可浮性出现较大差异，白钨矿与方解石可以有效分离。吸附量试验表明：抑制效果的差异原因在于黄薯树胶对方解石的表面吸附比对白钨矿表面吸附显著。红外光谱分析表明：黄薯树胶在白钨矿表面没有引起化学吸附作用, 但在方解石表面吸附作用较强, 主要引起了化学吸附。

摘要：
浮选动力学研究是评价浮选机工作性能的重要方法,对洛阳栾川钼业集团股份有限公司选矿三公司粗扫选作业技术改造采用的KYF-320浮选机空气分散度、气含率、气泡负载率、悬浮能力等关键浮选动力学参数进行了测试。测试结果表明：浮选机空气分散度均在2以上,分散效果良好；单台浮选机气含率分布均匀,最大气含率达到16.9%,能够保证矿物颗粒与气泡间的碰撞概率；气泡负载率变化幅度较小,证实在矿化气泡上升过程中矿物颗粒无明显脱附显现；近泡沫层区域矿物颗粒有一定分层现象,有利于目的矿物和脉石分离,KYF-320浮选机浮选动力学特征能够满足该项目钼浮选工艺要求。

摘要：
云南某选矿厂锡泥矿，采用重选回收率低。为了提高细粒锡石的回收率，对锡泥矿进行锡石浮选试验研究，试验结果表明采用“脱泥—脱硫—浮锡工艺”，以草酸为调整剂，TL-1为捕收剂，P86为辅助捕收剂，获得锡精矿品位8.47%、锡回收率78.13%的闭路试验指标。并在此基础上对锡泥矿开展锡石浮选工业试验，其结果与原重选工艺比较，锡品位提高了5.84%，对原矿回收率提高了3.18%，经济效益显著。

摘要：
多极性基团之间协同作用对捕收剂的捕收性能和选择性具有重要影响,基于极性基团间的协同效应来开发新型、高效的浮选药剂已成为国内外研究的热点。本文对极性基团间协同作用在强化氧化锌矿石捕收剂浮选性能中的应用情况进行了总结和分析。结果表明,多键合作用可以显著提升捕收剂对含锌氧化矿物的捕收性能和分选效率,极性基团间电子效应则可改善捕收剂的物理化学性能提高浮选效率。深入研究极性基团协同作用机理,对精准调控捕收剂浮选能力具有重要意义。

摘要：
针对铁矿石磁选过程中出现的磁团聚夹杂脉石严重的现象,北京矿冶研究总院研制出了一种新型高频谐波磁场磁选机,此类设备利用高频交变磁场对磁性矿物产生的高频磁扰动来打破磁团聚,进而提高分选精度。本文重点介绍此类设备的关键技术及发展历程,以及在铁矿石磨前干式预选,磨后精选及冶金粉材提纯除杂等领域的应用进展,并对相关设备未来发展方向作了展望。

摘要：
利用光学显微镜、X-射线衍射分析、扫描电镜、矿物自动分析仪(MLA)及X-射线能谱分析,结合化学分析及化学物相分析等综合手段,研究了安徽某铜铅锌多金属矿中金银的赋存状态及工艺特性。结果表明,金主要分布在银金矿中,分布率为76.53%；银主要分布在碲银矿中,分布率为70.46%。影响金银回收的主要因素是金银矿物与黄铁矿关系密切,分别有43.52%的金和19.32%的银以黄铁矿包裹体的形式存在,由于金银矿物嵌布粒度较细,其中,20um以下的金矿物和银矿物分别占46.54%和83.65%,因此这部分金银主要损失到硫精矿中。

摘要：
河北某铜尾矿含铜0.076%，铁5.74%，其中原生硫化铜占总铜的81.26%，其次为次生硫化铜，占总铜的12.21%。可回收的铁矿物主要以磁铁矿形式存在，占总铁的49.53%，其余除少量赤铁矿、褐铁矿外，大部分为硅酸铁和碳酸铁。大部分黄铜矿的粒度较细，在5-10μm之间，少部分在30-100μm之间，其解离度较低，在35%左右，主要被包裹于脉石矿物中。为了确定该尾砂的可选性，进行了选矿试验研究。结果表明，以原矿的浮选泡沫产品为载体，带动尾砂中的细粒黄铜矿进行分支载体浮选，可获得铜品位为18.07%的铜精矿，其中尾砂中铜综合回收率为20.41%，原矿中铜回收率为73.17%，该选矿指标比尾砂和原矿样单支浮选获得的选矿指标好。

摘要：
柿竹野鸡尾铜锡多金属矿含Cu 0.18%，含Sn 0.36%，其他有价元素均较低。由于铜锡有价素嵌布粒度较细，考虑到前面硫化矿的回收和锡石的解离度，磨矿粒度较细，采用重选回收率较低，因此采用浮选的方法来回收锡石。本研究采用碳酸钠作为pH调整剂，硝酸铅作为活化剂，GYB作为捕收剂，2#油作为起泡剂，采用一粗两扫三精的工艺流程，最终闭路试验，锡石精矿中锡含量为5.27%、回收率62.42%。

摘要：
采用预处理除杂—银浮选—重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305，最终获得了银品位4500 g/t、银回收率73.63%的银精 矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮-重联合的选锡工艺流程，获得了锡品位48.37%、锡回收率52.38%的锡精矿，实现了尾矿中有价金属的综合回收。

摘要：
基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选-难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选”的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t,铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1；戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25%,铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t,铜回收率94.57%、银回收率80.44%。相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。

摘要：
对五种不同的黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响因素进行了分析研究。以硫含量差别较大的两种铁矿石为试样,研究了不同种类黄药在矿石浮选过程中,充气、搅拌、黄药浓度及种类对其分布的影响。结果表明,黄药在矿石表面的分布率随充气时间和搅拌时间的延长而升高；在充气/不充气条件下,黄药与矿石作用后,其在矿石表面的分布率最高可达95%以上/最低为20.2%,在仅搅拌条件下,含硫低和高的矿石表面的黄药分布率最高分别为49.85%和69.76%；黄药的碳链长度越长,其吸附在矿石表面的比例越高,直链结构的黄药比支链结构的黄药更易吸附在矿石表面上；黄药的浓度越高,其吸附在矿石表面的比例越高。该研究可以给黄药废水的降解及其去除提供理论基础。

摘要：
针对目前复杂难选磁铁矿资源开发利用现状，提出关键分选设备的研发与改进是铁矿选矿工艺发展重点之一。以主要分选作用力场结合方式对磁铁矿分选设备进行了分类，概述了磁选、重选、浮选等单力场分选设备及由以上经典分选力场复合而成的复合力场分选设备结构特点、分选原理及其现场应用情况。研究表明：重选能耗低，无污染，处理量大，但分选粒度较粗，分选效果偏低；浮选下限低，但药剂制度复杂，成本较高，且难以满足日益提高的环保要求；磁选对磁性矿物虽更具针对性，但磁性夹杂易导致磁精矿品位偏低。提出了复合力场分选设备作为一种高效节能的选矿设备，具有重选、浮选、磁选等多种选矿方法的优点，提高了设备分选效率、处理量、选择性以及对粒级的适应性等。展望了具有重-磁-浮多重功能的新型多力场复合分选设备将成为未来主要研究方向，替代现有复合力场选别设备成为必然趋势，具有广阔的研究与应用前景。

摘要：
对秘鲁某大型铜选厂的铜精选作业中KYZ浮选柱的操作参数进行探索性条件实验。在不影响选厂正常生产的前提下，以充气量、泡沫层厚度和喷淋水量三个操作参数为变量条件，对比不同条件下浮选柱的选别效果，找到了与工艺流程相适应的操作参数范围。进一步得出规律，浮选柱充气量越大则回收率越高而铜品位相对降低；喷淋水的添加对浮选柱精矿中铜品位具有显著的提升作用，但对铜回收率的降低也较明显。

摘要：
在硫酸铁酸性介质体系下，为揭示次生硫化铜矿堆浸过程中铜蓝与黄铁矿的浸出过程，利用纯矿物进行浸出模拟试验。纯矿物电位控制试验结果的化学动力学分析表明：铜蓝与黄铁矿浸出速率受表面化学反应控制，500mV(vs.Ag/AgCl)浸出条件下，黄铁矿浸出速率的提升量比铜蓝高出1倍，黄铁矿对电位表现出更强的相关性。结合低品位次生硫化铜矿生物浸出生产实际，进行了实际矿石柱浸验证试验，电位调控能使铁浸出率最高降低2个百分点，控制电位浸出的方式为次生硫化铜矿生物堆浸的过程控制提供了参考。

摘要：
采用Materials Studio 中Forcite模块,对十二胺和油酸钠两种捕收剂分子在锂云母表面的吸附过程进行了分子动力学模拟研究,分析了水分子在吸附前后相应的排布变化。吸附形貌的结果表明,十二胺与油酸钠用量在2:1时吸附效果最好。通过对捕收剂头基以及碳原子分布函数的分析,其协同作用的机理可能是十二胺首先在锂云母表面进行有效吸附,油酸钠“间接”地通过头基间的静电吸引或是碳链之间的疏水作用,从而增加表面碳链密度和高度并使得吸附层更加稳定。表面水分子自扩散系数的分析也显示,吸附了单层DDA和混合捕收剂的自扩散系数相较纯云母表面的值分别下降了20%和25%左右,表明混合捕收剂的吸附使得锂云母表面更加疏水,从而有利于浮选的进行。

摘要：
本文对云南某选厂硫化矿系统的泥矿进行了选矿试验研究,通过旋流器脱泥、浮选除硫、锡石浮选的工艺,从锡品位为0.380%的给矿中获得了品位和回收率分别为8.47%和43.10%的锡精矿,锡石浮选作业回收率为78.13%。工业生产试验取得了与室内小试试验较为接近的指标,其结果进一步证明了锡石浮选工艺处理此类细粒级锡石具有明显的优势。

摘要：
为了实现江西某低品位铁锂云母矿的资源综合利用，在工艺矿物学及试验研究的基础上，提出了采用“重-磁-浮”联合选矿工艺流程，并针对该矿泥化程度高的问题，进行了磨矿细度、脱泥、捕收剂种类及用量条件试验，确定了回收锂、钽铌、锡、长石及铁等有价组分的全开路流程。在原矿仅含Ta2O50.0041%、Nb2O5 0.0047%、Li2O 0.63 %的基础，获得了含Ta2O5 15.28%、回收率37.35%的钽铌精矿，含Sn 42.76%、回收率38.48%的锡精矿，含Li2O 3.1%、回收率75.48%的锂云母精矿，并使得长石精矿达到了特级品质量标准。

摘要：
为了解决高硫铅锌矿分离时石灰用量大的问题，结合工艺矿物学，对云南某高硫铅锌矿进行了选矿试验研究。试验结果表明，在低碱度的情况下（pH=9）采用LY-2可以较好的抑制黄铁矿。闭路试验可获得铅精矿含铅61.13%，铅回收率88.40%，铅硫分离铅作业回收率91.75%，硫精矿含铅1.66%，含锌2.76%，铅回收率7.95%，锌回收率5.19%，实现了铅硫的高效分离，对该类矿山的开发提供新思路。

摘要：
对云南某含铜0.22%、含锌0.68%、含镁14.34%的选铁尾矿,以北京矿冶科技集团有限公司自主研发的绿色高效选矿药剂BK306作为铜捕收剂,采用“铜、锌顺序优先浮选-铜、锌精选回路分别产出小尾矿”的工艺流程处理该矿石,获得铜精矿中铜品位27.34%,含锌6.72%,铜回收率为57.25%；锌精矿中锌品位48.51%,含铟1160g/t,含铜1.32%,锌回收率为69.96%的良好指标。为开发利用该类型富镁含低品位铜、锌的复杂铁多金属矿石提供了技术依据。

摘要：
硫化铜和辉钼矿可浮性比较接近是导致铜钼分离困难最主要的原因。本文从铜钼分离现状和新技术两个发面对其进行详细介绍。铜钼矿石一般采用混合浮选工艺，然后通过抑铜浮钼方式进行铜钼分离。但是传统黄铜矿抑制剂存在选择性差、用量大、环境污染严重等问题。针对目前铜钼分离存在的问题，国内外科研者提出一些新的分离工艺，包括氧化-浮选、电化学浮选、海水浮选、浮选柱浮选、选择性浸出、超导磁选技术等，这些技术具有明显优势，但目前仅局限于理论阶段，需要进一步完善。另外，高效低毒抑制剂的开发仍是目前铜钼分离焦点话题。

摘要：
某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81。铜矿回收率得到了较大提高。进一步针对现有生产流程进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。

摘要：
以0.83~2 mm、0.35~0.83 mm两种单一粒径的攀西钒钛磁铁矿为原料,钢球和短圆柱形钢锻为介质,设定磨矿浓度80%、磨矿时间0.5、1、2、4、6、8、10 min、磨机转速96 rpm/min,钢球的配比为D30：D25：D20=42：60：93,短圆柱钢锻配比为D30×30：D25×25：D20×20=28：40：62,介质充填率为40%。研究结果表明：不同形状的磨矿介质对钒钛磁铁矿的破碎遵循一阶动力学模型,且在短时间内短圆柱钢锻的破碎速率Si明显高于钢球的破碎速率,在短时间内介质形状对初始破碎分布参数的影响较大。

摘要：
选矿工艺矿物学在矿产资源合理化开发过程中发挥了极其重要作用。随着现代科学技术和社会经济的快速发展,工艺矿物学正在经历从传统向现代工艺矿物学的转变。简单介绍了国际和中国工艺矿物学的发展历程以及近五年中国选矿工艺矿物学的主要研究成果。同时对其未来的发展趋势做出了展望,为选矿工艺矿物学的发展指明了研究方向。

摘要：
以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨磨矿细度为-0.038mm占95%,酯-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿；尾矿含铜品位降到0.18%。本研究对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。

摘要：
金川镍铜矿石中富含贵金属矿物,在常规磨矿流程中进行了贵金属尼尔森重选回收的工业试验。依据试验情况和贵金属矿物的性质,设计了尼尔森选矿机在半自磨回路中的应用流程,并在金川大型镍铜矿半自磨回路中成功应用,取得了良好的选别指标。

摘要：
某低品位钛铁矿TFe含量为10.20%、TiO2品位为 4.55%，属于低铁低钛等级矿石。矿石成分简单，主要工业矿物为钛铁矿和磁铁矿，主要脉石矿物为角闪石、长石。针对该矿石，首先进行了重磁拉抛尾，获得了TFe含量为12.31%，TiO2品位为5.81%的抛尾粗精矿；抛尾粗精矿经磨矿—选铁处理后，采用“螺旋溜槽+干式磁选”工艺，获得了TiO2品位为46.17%的钛精矿产品，回收率为46.72%。实现了矿石中铁、钛矿物的高效回收。

摘要：
针对某铜锡多金属矿尾矿进行工艺矿物学研究,发现该尾矿含有钨、锡、铋等有价金属,含量分别为0.09%,0.08%和0.05%。研究结果表明虽然有价元素含量低中,但均以矿物形式存在且粒度较粗,有价矿物集合体解离情况好,且与脉石矿物之间存在较大的相对密度差异。富集试验表明硫化物矿物通过淘洗可得到有效富集,因此选矿试验可利用矿物之间的密度差通过重选实现有价矿物的预富集；针对淘洗富集产品的工艺矿物学研究结果表明：有价矿物磁黄铁矿、白钨矿、锡石、黑钨矿和自然铋的粒度相对较粗,一般为0.02mm-0.104mm,而且单体解离度都在80%以上,解离比较充分,有利于后续彼此之间的分离。根据尾矿中有用矿物嵌布关系、粒度分布和解离度等工艺矿物学结论,选厂采用“重选预富集-铋硫混浮-铋硫分离-钨锡重选富集-浮选分离”工艺,获得了铋精矿、钨精矿和锡精矿,提高了企业的经济效益。

摘要：
运用化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、及自动矿物分析系统等分析方法对白云鄂博矿床主矿霓石型铌稀土铁矿石中铌在独立矿物中的富集状态和分布规律进行研究,研究结果表明：主矿霓石型铌稀土铁矿石中稀土品位为9.1%,以氟碳铈矿和独居石为主,且二者比例约为2:1,元素以轻稀土元素为主；铌品位高达0.27%,铌矿物主要有易解石、烧绿石、铌铁金红石、铌铁矿和褐钇铌矿,五种矿物中易解石含量最高为0.30%；铌独立矿物的赋存状态主要以细粒及微细粒包裹体存在于其他矿物中；铌铁矿中铌元素质量占比最高,最大可达54.53%,易解石中铌元素分布率最高为31.80%,五种铌矿物含铌量之和占该类矿石中铌总量的80.59%。

摘要：
根据矿石的工艺矿物学研究，对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究，试验结果表明，采用铅锌硫依次优先浮选流程，可以实现铅锌的高效分离，并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%，回收率为93.12%的铅精矿，锌品位为51.10%，回收率为89.24%的锌精矿，硫品位为46.03%，回收率为33.35%的硫精矿，铅精矿含银品位为1105.50g/t，银回收率为86.27%。

摘要：
对四川某地含金银碲铋矿进行了初步矿物组分研究,针对矿物特性进行了浮选条件试验,最终浮选闭路试验可以获得碲品位和回收率分别为9.94%和94.81%的精矿产品。精矿产品中铋、金和银含量分别为14.99%、27.27g/t和64.20g/t,回收率分别为95.08%、92.65%和86.63%。通过试验确定了该碲铋矿石的选矿工艺流程及药剂制度,并综合回收利用了其中的共伴生矿物。

摘要：
云南磷化集团有限公司A矿区产的硅酸盐型胶磷矿的SiO2含量一般在30%以上，堆存数量巨大，使用常规的单反浮选工艺难以达到要求的精矿指标，但是使用正反浮选工艺或者双反浮选工艺的生产成本又较高，经济效益不理想。本文从矿石的多元素进行研究分析，发现与CaO/P2O5大于1.79的碳酸型磷块岩配矿后使用单反浮选工艺可以获得合格的精矿指标。在此思路上，对两种矿石进行配合比、解离度、磨矿细度和药剂制度进行探索研究。在配合比为1:3，磨矿细度为92%，药剂制度为抑制剂1.5kg/t，调整剂18kg/t，捕收剂3.0kg/t的情况下，最终可以获得P2O5品位为28.89%，MgO品位为0.91%，产率62.73%，回收率85.24%的精矿指标。

摘要：
针对该矿石矿物组成复杂,银、铅、锌、硫等硫化矿物致密共生的相嵌关系,重点研究了磨矿细度、磨矿方式以及流程结构对选别指标的影响,采用银铅快速浮选-异步强化再选-粗精矿再磨精选工艺,辅助采用铅高效捕收剂BK906,解决了同种矿物由于可浮性差异而影响选矿指标的问题,提高了产品质量,实现了铅锌高效分离回收,最终达到提高有价金属品位和回收率的目的。

摘要：
针对国内某硫化铜镍矿石，铜含量为0.43%、镍含量为0.94%，采用铜镍等可浮工艺进行选别，获得了产率为4.12%，铜品位为9.85%，镍品位为11.13%，铜、镍回收率分别为90.72%和49.69%的铜镍混合精矿，同时还获得了产率为6.05%，镍品位为5.15%、铜含量为0.33%，镍回收率为33.76%的镍精矿。与铜优先浮选和铜镍混合浮选工艺相比，铜镍等可浮工艺具有流程稳定，对矿石性质的适应性强，可以根据市场情况变化灵活把握产品的特点。

摘要：
针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题：铜浮选作业中有13.35 %的铜损失在铜尾矿中；硫精矿含锌1.10%，杂质锌含量超标；锌精矿产品质量不合格（锌品位为18.38%）。对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化，可获得铜精矿铜品位15.11 %，铜回收率92.30%指标，较现场铜回收率提高了5.65 %。采用抑锌浮硫工艺流程，可将现场硫精矿中锌品位由1.16 %降至0.41 %。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位（锌品位最高可达48.71 %），同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。

摘要：
利用偏光显微镜、MLA(Mineral Liberation Analyser)系统、能谱仪等设备对贵州织金硅质及硅酸盐型磷块岩进行了系统的工艺矿物学研究,查明矿石的矿物组成、结构构造、基本参数及主要矿物的特征。该磷块岩中主要脉石矿物为玉髓,选矿需要脱除较多的玉髓才能达到精矿指标,其次该样品硅酸盐矿物含量较高,还要脱除部分硅酸盐矿物,以减小其对后续湿法磷酸过程中的不利影响。矿样中胶磷矿主要为团粒状、凝胶状、碎屑状结构,和脉石矿物嵌布紧密、杂乱,且胶磷矿、石英、玉髓均属细粒嵌布,需要细磨才能使胶磷矿和脉石矿物较多的解离。磨矿至细度为-75μm占99.41%,胶磷矿的单体解离度为72.88%,解离情况不理想,而且细磨使-30μm粒级产率大大增高,造成次生泥化现象,降低了浮选药剂的选择性,增加了选矿的难度。该矿样难以通过磨矿的方法使有用矿物和脉石矿物较多的解离,故通过浮选的方法难以达到理想的、经济的选别指标。建议将该类型的矿石和其他类型的矿石进行配矿使用,以达到资源的综合利用。

摘要：
通过矿相显微镜、扫描电子显微镜、电子探针、X射线能谱元素面分析等多种手段综合研究四川某地黏土型钒矿中钒的赋存状态。样品为铝质黏土岩，V2O5含量为0.93%。黏土矿物总量为61.7%，石英含量13.4%，黄铁矿含量17.1%。样品具典型的黏土结构，矿物粒度微细。钒有两种赋存状态，一种呈钒云母的独立矿物形式存在，另一种则呈类质同相的形式存在于绢云母和伊利石中。典型测点平均含钒量为0.873%，fm-5测点钒含量2.143%，为钒云母；fm-6测点钒含量0.138%，为含钒伊利石；fm-7测点钒含量0.333%，为含钒绢云母。与钒云母、伊利石、绢云母三者结构相似，且粒度极其微细，无法分离，故应作为一个整体单元来回收利用钒。建议通过浮选脱除黄铁矿，然后通过擦洗—脱泥的方式对石英和黏土矿物进行分离，从而实现钒的富集。

摘要：
通过野外取样、制备样品、显微镜观察、X射线衍射分析(XRD)、X射线荧光光谱分析(XRF)、电感耦合等离子体质谱法分析(ICP-MS)、电感耦合等离子体原子发射光谱法分析(ICP-AES)、扫描电镜配合能谱分析、电子探针分析等手段，对贵州织金某红土型钛矿中钛元素赋存状态作了系统的研究。得出该矿石中TiO2含量在5.02 %～8 %之间，铝硅比较低，属于红土型钛矿石；钛元素以独立矿物锐钛矿、钛铁矿存在于矿物中；钛元素取代赤铁矿中的铁元素，以类质同象赋存于赤铁矿晶体中；可通过加碱焙烧后加水浸出富集锐钛矿。

摘要：
为更好的开发利用甘肃省肃北县鱼脊山蓝晶石矿床,采用X-射线衍射分析、光学显微镜、扫描电子显微镜、X-射线能谱分析及工艺矿物学参数自动测试系统(BPMA)等手段,基本查清了矿石的矿物组成、结构构造、蓝晶石等重要矿物的粒度以及不同磨矿细度下的解离度,分析了影响选矿指标的矿物学因素,为该矿的进一步选冶提供依据,也丰富了矿区的矿物学资料。

摘要：
介绍了GJM型搅拌磨机基本结构和工作原理,分析了设计中的主要因素搅拌装置、槽体结构和耐磨材料；针对大鳞片石墨的特性开发了GJM型石墨专用搅拌磨机,着重介绍其在国内外石墨选厂的工业应用情况。结果表明,GJM型石墨用搅拌磨机可显著提高石墨产品的质量等级,为生产企业创造了巨大经济效益,推动了高端石墨行业的快速发展。

摘要：
为了更好的回收大洋富钴结壳中的有价元素,对该样品进行了系统的工艺矿物学研究。通过光学显微镜、扫描电镜、化学选择性溶解、比重测定等仪器和方法,查明了大洋富钴结壳样品由结壳矿物和基岩脉石两部分组成,而结壳矿物由铁锰水合氧化物和壳内脉石呈弥散状组成, 99.06%的钴赋存在铁锰水合氧化物中。研究结果表明,应对样品进行选矿预抛尾,后续通过湿法冶金的方法有效回收钴。

摘要：
现有分级/筛分设备都存在不同的优缺点。为提高分级作业的精度和效率，发明一种具有旋流-高速-柱形特征结构的颗粒分级设备——旋流分级柱。通过连续分级试验研究表明该设备的分级精度和效率都比较高。在筛网孔径为350μm、分级浓度35%、中心轴转速1000r/min的条件下，当加矿速度为2kg/min、3kg/min、4kg/min时，E量-350μm=E质-350μm，分别达到97.23%、93.17%和87.46%；相同浓度条件下，分级时间与量效率呈正相关，不同浓度下，相同分级时间下的分级效率没有可比性；拟合曲线预测发现当量效率E量-350μm和E量-74μm为80%时，加矿速度分别达到5.0kg/min和5.42kg/min，分级时间分别为3.0min和0.9min。试验研究表明，为提高加矿速度（处理量）和分级效率，可以增加柱形筛网水平截面积（分级有效面积）和柱体有效分级长度。

摘要：
采用重选-浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。该矿泥化严重,首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响,并能增加浮选给矿锡品位,离心选矿可以使锡品位富集5倍以上,作业回收率达到87.4%。离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿采用碳酸钠为pH调整剂和分散剂,BY-9和P86为组合捕收剂,CMC为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65%的指标。研究结果表明利用离心选矿机进行脱泥富集,采用重-浮联合工艺对微细粒锡石具有较好的选别效果。

摘要：
研究了一种新型的氧化铜矿捕收剂HZ对纯矿物的浮选行为，考察了溶液pH值、捕收剂用量等对其浮选效果的影响，并与传统捕收剂进行了对比，试验结果表明：该新型捕收剂HZ适应pH范围较广，在pH=6~9范围内均可取得良好的浮选性能，同时具有用量少、捕收能力强等优点。孔雀石-石英人工混合矿浮选分离试验结果表明，当硫化钠用量30 mg/L时，铜精矿品位可达50%以上，其回收率为65.14%。实际矿石闭路试验结果表明，经一粗三精二扫浮选工艺流程，可以获得铜品位为32.56% 、作业回收率为61.56%的氧化铜精矿。

摘要：
刚果(金)某硫化铜钴矿位于加丹加省利卡西市,属中非铜钴矿带典型的硫化铜钴矿,矿石含铜1.50%、钴0.48%。根据矿石中铜钴矿物难以浮选分离的矿物特性,确定了“铜钴混合浮选”的原则流程。结合新型高效选择性捕收剂BK404B及铜钴活化剂BKNA,采用“一粗两扫三精-粗精矿再磨”的工艺流程,浮选闭路试验获得含Cu26.93%,Co7.24%,铜回收率93.70%,钴回收率78.42%的铜钴精矿。另外,针对浮选闭路试验尾矿,通过强磁选强化对钴的回收,可获得含钴1.18%,钴回收率3.20%的磁选精矿,浮磁精矿合并后满足销售要求,即采用浮-磁联合工艺使钴的回收率提高3.20个百分点。

摘要：
本文对硫铜钴矿纯矿物在采用不同药剂条件下的浮选行为进行了研究。试验表明,丁基黄药对硫铜钴矿捕收作用较好,适当增加起泡剂用量可显著提高硫铜钴矿浮选回收率。矿浆pH值对硫铜钴矿可浮性存在影响,当pH值为8.19时回收率最低,pH值为10.88时回收效果最佳。调整剂Na₂S、NaHS在硫铜钴矿浮选中均表现出低用量活化、高用量抑制效果,总体而言NaHS活化效果要优于Na₂S,电位测试表明相同质量浓度的NaHS比Na₂S对矿浆电位的影响更大。

摘要：
本文以油酸钠为主要捕收剂,与苯甲羟肟酸组合使用,复配出二元组合捕收剂,再通过单矿物浮选试验考查二元组合捕收剂对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物的捕收性能。通过表面张力测定和激光粒度测试,系统研究了二元组合捕收剂的浮选作用机理,旨在为我国铝土矿浮选脱硅高效捕收剂的开发提供理论指导。结果发现,二元组合捕收剂NaOL/BHA对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物浮选分离的选择性优于单一油酸钠捕收剂,二元组合捕收剂中油酸钠与苯甲羟肟酸的最佳摩尔配比为9:1。二元组合捕收剂溶液的表面张力随着BHA浓度的增加而降低,并且在较低浓度下即可出现拐点达到稳定值,说明组合捕收剂的活性大,捕收能力强,拐点处对应的药剂浓度比值与单矿物浮选实验得出的最佳组合摩尔比一致。二元组合捕收剂可以明显促进一水硬铝石颗粒表观粒度增大,使其形成疏水性聚团,致使浮选回收率增大,而对高岭石表观粒度几乎没有影响。

摘要：
本文针对高硫矽卡岩金铜矿中黄铁矿含量高、难抑制特点，采用对黄铁矿捕收能力非常弱的Z-200和丁铵黑药作为浮选捕收剂，在低碱度条件下（pH-9.5）实现了铜与金的综合回收。研究结果表明：闭路试验混合精矿铜品位为21.15%、金品位为24.11g/t，铜和金的回收率分别可达93.92%和83.73%，选矿指标较为理想。

摘要：
普朗铜矿一期开采的矿石属斑岩型硫化铜矿, 矿石中铜、钼、金的含量分别为0.68%、0.006%和0.16 g/t，这些金属的品位较低，但都具有回收价值。以相同的粗磨抛尾、粗精矿再磨浮选的原则流程，通过采用高效捕收剂EP2并添加粗选调整剂的新药剂条件，小型闭路试验获得指标为铜精矿铜品位为24.62%、钼品位0.15%、金品位4.08 g/t，相对应的回收率分别为93.24%、60.82%、67.86%。在小型闭路试验对比中，以新药剂条件的试验方案得到较好的浮选指标，铜精矿铜品位略低0.45个百分点，而铜精矿中铜、钼、金回收率分别提高2.44、5.46、6.37个百分点。

摘要：
摘要 新疆某硫化铅矿石中铅品位为铅13.35%、伴生银品位473g/t，铅主要赋存在方铅矿中，部分呈白铅矿、铅矾、磷氯铅矿形式存在。针对该矿石特点采用一粗两扫两精的闭路浮选试验，得到的铅精矿品位为：铅66.12%、银1913g/t；铅精矿中铅、银回收率分别为：铅93.47%、银76.63%。试验结果可以为合理开发该矿石资源提供依据。

摘要：
节能降耗一直是磁选技术与装备的重要追求目标，而开放磁系式永磁强磁选是分离弱磁性矿石和非磁性脉石的高效、低成本、绿色技术，强磁永磁化技术发展潜力大、前景好。永磁强磁选设备得到广泛应用的主要有辊式与筒式两种结构形式，本文对其在弱磁性矿物的块矿干式预选、粗粒湿式预选、微细粒精选及非金属矿提纯等生产工艺流程中的应用情况进行了综述。

摘要：
针对云南某铜矿嵌布粒度粗细不均、嵌布关系复杂、部分铜矿物易过磨损失,从而导致铜精矿中铜和伴生金、银回收率低的技术难点,通过采用铜选择性捕收剂BK901G和铜快速浮选-中矿再磨再选浮选工艺,获得了较好的浮选工艺指标,其中铜精矿中铜的品位和回收率分别达到23.79%和93.66%；伴生金、银的回收率分别达到43.92%和67.93%。该工艺技术可为同类型矿山提供借鉴。

摘要：
铁锰氧化物由于其胶体成因特征,在自然体系中是多种有价金属,如金、银、铜、镍、钴、钨、锡、铅等的载体矿物。褐铁矿和硬锰矿等天然铁锰复合氧化矿物所负载的有价金属具有相当的复杂性,难以用物理方法解离或暴露于表面而被浸出,这些有价金属的回收提取一直是选冶技术共性难题。本文以云南北衙铁金多金属矿氧化带矿石为研究对象,采用XRD、MLA、LA-ICP-MS和SEM等分析测试手段研究了天然铁锰氧化矿物负载金、银的差异和规律性。研究结果表明,该矿石中金、银的赋存状态具有多样化的特征,矿石中79%的金为游离金,以明金形式存在于褐铁矿的溶蚀孔洞中,褐铁矿中金粒结晶后边缘形成或大或小至极微细收缩空隙,这些溶蚀孔及结晶收缩孔为氰化浸出金银提供过液通道。矿石中82%的银赋存于硬锰矿中,这部分银主要进入硬锰矿晶格中的大尺度隧道结构中,少数银以螺状硫银矿形式存在于褐铁矿溶蚀孔洞中。为此,北衙氧化矿的选冶研究摒弃“金细则细磨”的常规思维,根据矿物磁性和金、银赋存状态差异,提出分流分选新理念,在粗磨条件下,分出磁铁精矿、褐铁精矿和非磁三股矿物流,在富银含锰的褐铁精矿中采用弱酸体系中选择性还原解离硬锰矿中银,在控制pH值抑制褐铁矿溶解的前提下,还原释放锰矿物晶体结构中的银离子,实现银的化学解离。该研究成果揭示了氧化带金、银的赋存规律,成因机制以及影响金、银冶金提取的深层次的矿物学因素,为氧化矿金银的选冶研究提供了理论依据。

摘要：
为有效利用印度尼西亚某难选铜铅锌多金属硫化矿资源,对该矿石进行详细的工艺矿物学研究。研究发现铜、铅、锌主要以独立矿物形式赋存在黄铜矿、方铅矿和闪锌矿中,嵌布粒度极不均匀。其中固熔体分离状黄铜矿粒度一般在2-30μm之间,方铅矿粒度在6-3000μm之间,闪锌矿粒度在10-10000μm之间。三种目的矿物呈不均匀稀疏-稠密浸染状分布,彼此共生关系密切,且与脉石矿物呈不规则毗连镶嵌,使得铜、铅、锌分选困难,难以获得高品位精矿。此外,受游离状态铜离子的活化作用,闪锌矿可浮性增强,会进一步恶化铅锌分选指标。

摘要：
对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮—铅硫分离—尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%；锌精矿产率6.20%、Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%；富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的技术指标。

摘要：
某超大型复杂铀多金属矿具有有价元素含量低、目的矿物种类多而含量少的特点，为减少选别工作量，降低企业生产成本，有必要对该矿石进行预抛尾。本次从工艺矿物学角度探讨了预抛尾的可行性，最后建议在-2mm破碎细度下采用螺旋溜槽重选进行预抛尾，使有用矿物得到有效富集，并最终取得良好的选矿指标。

摘要：
该方法主要针对有色金属行业选矿厂的磨矿过程半自磨机、球磨机等磨矿设备的负荷分析。该方法利用OPC技术通过计算机实现对磨矿过程的实时工艺数据的采集、处理、分析存储,利用POS-BP算法构建磨机功率软测量模型,从而实现对磨机功率的在线预测分析,之后结合案例分析技术,实现对磨机负荷的智能在线分析,该方法能够有效的减少磨机涨肚次数,提高磨机处理量以及磨矿粒度合格率,降低衬板和钢球损耗,并且该方法的预测值可以为这个磨矿过程的优化控制、专家控制等先进控制提供有效的参数依据,从多方面提高磨矿过程乃至整个选矿过程的运行效率,从根本上提高矿山企业经济效益。

摘要：
选矿流程产品的工艺矿物学研究可在矿石性质变化、选厂技术改造时为工艺流程的改进提供方向和依据。内蒙某铜铅锌锡多金属矿生产中在锌硫作业中银和铜损失率分别为13.10%和15.64%。为最大限度地提高资源综合利用价值，选择锌硫混合精矿为研究对象。通过赋存状态研究确定了铜、银回收的目的矿物；通过铜、银矿物嵌布关系密切判断出铜、银走向一致，可同步富集。在此基础上，根据黝铜矿、黄铜矿、铜矿物集合体的单体解离度仅为12.84%、33.65%和25.40%，但铜矿物集合体粒度较粗的特点，提出了对铜矿物集合体再磨，获得银铜精矿的技术方案。最终选矿工艺通过提高再磨细度获得了银品位2699g/t、铜品位为10.02%的高品位银铜精矿。

摘要：
为了探究新型阳离子捕收剂GE-609的起泡特性，在自行设计的浮选柱模拟系统中，以柱中气泡发生器产生的气泡为研究对象，通过高速摄像记录仪获取气泡群图像，将图像进行预处理后转化为二值图像，通过设定圆形度范围将其分为单气泡、粘连气泡，最后通过分割黏连气泡后，得到气泡群中气泡形状和直径。数据分析发现，阳离子捕收剂GE-609可改变气泡形状，随着药剂浓度的增加，气泡形状逐渐由不规则型变为标准的球形，当GE-609浓度超过2.56mg/L时，气泡群中的气泡平均圆形度C稳定在1，浓度的增加不再改变气泡形状。在抑制气泡直径方面，GE-609具有高效的起泡性能，与醇类起泡剂松油醇相比较，GE-609产生气泡Sauter直径为0.5mm，低于松油醇。

摘要：
采用光学显微镜、扫描电镜、矿物自动分析仪(AMICS)及化学物相分析等仪器和手段,对某铜冶炼厂不同缓冷时间条件下的电炉渣进行了系统的工艺矿物学研究。研究结果表明,随着冷却时间的延长直接喷水冷淋的电炉渣中铜物相的粒度相比自然冷却的电炉渣,分布在0.020mm以下的占有率由52.48%降低至40.37%,电炉渣中的铜物相颗粒粒度有所增加,但增加幅度不大。可见,延长电炉渣的冷却时间,可促使冰铜颗粒的长大,有利于后续浮选回收,但缓冷时间只是影响冰铜颗粒生长的重要的因素之一。

摘要：
浮选设备中气泡与颗粒的碰撞是一个复杂的力学过程,本文设计了一套电磁发射装置,将颗粒以可控的速度和角度射向水中的静止气泡,用以简化模拟真实的浮选现象。高速相机被用来监测这一碰撞过程,然后对图像进行分析,提取了颗粒的运动参数以及气泡的变形信息,研究了颗粒与气泡的作用时间与液膜排液规律,并推导了一个数学模型来预测碰撞现象的时间尺度并提出了黏附判据。

摘要：
针对国内某选矿厂铜浮选工艺泡沫速率不稳定,精矿品位波动大,回收率不理想等特点,本文设计了一套浮选专家控制系统,该系统结合泡沫影像分析技术,在线品位分析技术,PID控制与模糊逻辑控制技术。系统架构简明合理,逻辑层次清晰有效,投入运行一段时间后,在不同原矿品位前提下,都能实现稳定泡沫速率,减少精矿品位波动,提高回收率等指标优化,同时药剂添加量也有明显减少。这表明该系统运行效果良好,值得应用推广。

摘要：
针对七宝山铅锌矿石因露采易氧化、属鸡窝矿性质不稳定、原矿品位逐年下降、以及氧化铜析出等诸多因素导致铅锌回收率偏低的问题，在实验室试验研究基础上，工业生产中通过采取二段磨改造提高原矿磨矿细度、增加铅浮选硫化钠用量、调整铅浮选捕收剂混合用药、加强原矿配矿等措施，2017年和2018年的铅、锌回收率比2016年分别提高了0.86%、1.48%和2.97%、1.84%。

摘要：
本研究以含银铟难处理铅锌硫化矿物为对象,详细地研究了各种硫化矿单矿物的浮选行为。研发了一种低碱浮铅工艺生产流程,使用苯胺黑药与乙硫氮作选铅组合捕收剂,硫酸锌与亚硫酸钠作调整剂,在矿浆溶液pH 9.5的条件下,实现了铅银矿物与其它硫化矿物的高效分选。现场精选作业使用富集比高的浮选柱代替浮选机,有效提高了铅锌精矿及其伴生银铟的品质。新工艺取得了较好的生产指标：铅精矿含Pb 62.45%,Ag 2930 g/t,铅回收率85.86%,银回收率69.07%；锌精矿含Zn 46.78%,In 480 g/t,锌回收率达到90.06%,铟回收率71.32%。

摘要：
甘肃某极低品位氧化铅锌银矿，铅品位0.96%、铅氧化率37.50%，锌品位0.76%、锌氧化率32.88%，银品位207.66g/t，银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质，优先浮选产出铅精矿、混合浮选产出铅锌精矿，并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH，通过闭路选铅，获得了品位55.71%、回收率20.73%，银品位7476.81g/t、回收率14.39%的铅精矿；在闭路混选中，获得了铅品位17.61%、回收率为37.47%，锌品位23.64%、回收率65.67%，银品位5593.42g/t、回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时，实现了对低品位矿物的高效回收。

摘要：
为详细研究缅甸地区铁锡矿石的工艺矿物学性质,通过X 射线衍射图谱分析(XRD)、显微镜镜下观察等手段,对矿石的化学组成、物相组成、嵌布特征、赋存状态等工艺矿物学性质进行了系统的研究。结果表明,矿石中铁主要以独立矿物的形式赋存在磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿及菱铁矿中；锡主要以独立矿物的形式赋存在锡石中。该矿可通过弱磁粗选-再磨再选-浮选脱硫流程先选出铁矿石,再采用摇床重选为主,磁选和浮选为辅的联合工艺可有效地回收弱磁粗选尾矿中的锡石,最终实现铁锡矿的综合回收利用。

摘要：
680m3浮选机投入生产试运行已有一年有余，表现出来卓越的设备稳定性和分选性能。本文从680m3浮选机的浮选流体动力学角度出发，分别就浮选机在带矿运行过程总的充气性能、矿浆循环悬浮性能和气泡大小及其负载进行了测试分析。结果表明，680m3浮选机充气量可以达到1.1 m3·m-2·min-1以上，能够满足一般硫化矿大气量的生产需求，空气分散度在7以上，平均气含率约7%；不同深度浮选槽内矿浆浓度和粒级分布较为均匀，无明显分层现象。气泡表面积通量可达39.20 S-1。随着气泡的上浮，气泡负载而呈现上升趋势，最高可达3.37g/L。优越的浮选流体动力学性能充分地保障了其良好的分选效果。

摘要：
云南曲靖某氧化铅锌矿石含铅6.65%,含锌14.44%,铅锌氧化率均高于97%,采用不脱泥,硫化-黄药法优先选氧化铅,硫化-新型胺类捕收剂KM301再选氧化锌的原则工艺流程,闭路试验可获得铅精矿铅品位65.01%,含锌5.88%,铅回收率88.59%,其中矿泥(-20 μm)铅品位51.92%,铅回收率10.80%。锌精矿锌品位38.91%,含铅1.24%,锌回收率91.23%,其中矿泥(-20 μm)锌品位32.59%,锌回收率12.35%的试验指标。

摘要：
为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响，采用预先脱泥浮选工艺，对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究，对于预先脱泥浮选工艺，细泥脱除率为9.42%的情况下，能获得综合铜精矿品位为27.16%，脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业，铜的浸出率能达到94.30%，折算成全流程的铜的回收率就为12.02%，所以全流程的铜综合回收率为85.46%，与原矿直接浮选工艺对比，浮选综合铜精矿品位提高了3.88%，铜综合回收率提高了6.32%，充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后，在保证铜精矿回收率的同时，包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间，这也充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。

摘要：
为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用“磁选+浮选”联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明：在磁选磨矿细度-0.074mm含量占70%、磁场强度为4000GS、浮选磨矿细度为-0.043mm含量占80%时,硫化钠用量1000g/t,丁黄药用量150g/t,2^#油用量30 g/t的条件下,经一段磁选和“一粗二精二扫中矿返回”的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至 16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。

摘要：
本文收集了2022年国内核心期刊发表部分浮选药剂的信息，分硫化矿捕收剂、氧化矿捕收剂、调整剂、起泡剂和助磨剂、浮选药剂的结构与性能和废水处理六个方面介绍并略加评论。

摘要：
河北省某碱性长石花岗岩铷矿，稀有金属以铷为主，伴生有锂、铯、铌、钽。铷和铯以类质同象的形式赋存于钾长石和铁锂云母中，锂主要以铁锂云母形式存在。铌钽主要以独立矿物存在于铌钽铁矿中。采用“弱磁-强磁-浮选云母-长石石英分离”的联合选矿工艺流程，最终可获得Nb2O5品位3 241 g/t、Ta2O5品位1 091 g/t、Nb2O5回收率54.32%、Ta2O5回收率45.45% 的铌钽铁精矿。Rb2O品位11 941 g/t、Li2O品位25 220 g/t、Cs2O品位2 265 g/t、Rb2O回收率28.51%、Li2O回收率75.89%、Cs2O回收率54.77%的云母精矿。Rb2O品位2 276 g/t、Rb2O回收率54.58%的长石精矿以及SiO2品位98%以上的石英精矿。回收铷等稀有金属矿的同时，云母、长石、石英亦得到了分选回收与综合利用。

摘要：
本研究以四川典型稀土矿为研究对象，根据矿石性质，对试样开展了磁选试验、浮选试验、开路流程试验、闭路流程试验等大量研究工作，确定了“阶段磨矿--粗细分别高梯度磁选抛尾--磁选精矿浮选”联合工艺流程，以自行开发的DZY-10为捕收剂，获得了TREO品位为60.24%，TREO回收率为66.58%的稀土精矿，采用高梯度磁选和常温浮选工艺取到了良好的稀土选矿指标，为该类型矿石高效利用提供技术参考。

摘要：
云南某低品位单铜矿是玄武岩单铜硫化矿。根据该矿石性质及结合生产实际,通过工艺流程优化,碎矿效率提高8%左右；一段、二段分级作业量效率均得到明显改善,磨矿细度由原来接近80%下降至70%左右,水力旋流器分级效率增加,一段磨矿作业返砂比由199.17%下降至94.62%,二段磨矿作业返砂比由250.04%下降至168.64%,磨矿负荷大幅降低,更有利于加大原矿处理量；采用一粗两扫一精的优先浮选生产工艺,生产获得铜品位19.25%、回收率 85.27%的铜精矿,与优化前相比,铜金银回收率分别提高3.30%、8.67%和12.53%,药剂成本降低0.13 元/吨.原矿；每年可增加经济效益926.59万元。

摘要：
云南某高硫高铁铅锌矿含铅5.80%，含锌18.90%,含硫36.40%，属于复杂难选硫化矿，其中伴生贵金属银含量达80g/t。矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。通过对铅锌多金属硫化矿的浮选分离研究，采用“铅硫混合浮选—铅硫分离—尾矿再选锌”的浮选工艺流程，在磨矿细度为－74 μm占70%时，优化药剂条件与添加方式，获得良好的分选指标。获得了铅精矿铅品位58.37%，铅回收率86.02%，锌精矿锌品位为50.25%，锌回收率为94.38%，铅精矿含银430.9g/t,银回收率为44.84%，有价元素得到了有效回收。

摘要：
本文采用了一种射流式微泡发生器并建立了矿物浮选实验系统,根据微泡发生器三相流动特性,提出了基于双流体模型的三相流动力学模型。常温常压条件下基于三相流动力学模型,运用CFD理论和fluent分析软件对射流式微泡发生器内气、固、液三相流动行为进行数值模拟,分析了射流式微泡发生器内三相流场的压力、速度和三相分布等重要参数。结果表明：喷嘴截面面积不断变小导致压力增大,发生非常剧烈的三相间相互作用,微泡基本在此处生成；静压在微泡发生器轴向端从入口到出口方向逐渐降低,而在喉管内部静压的径向分布比较均匀,非常适合气固液三相充分混合。本文的研究方法能够对相关设备的开发提供一定的参考。

摘要：
通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了油酸钠(NaOL)与曲拉通X-100组合药剂在白钨矿浮选中的协同作用,揭示了表面活性性质与组合药剂协同效应的关系。研究结果表明,NaOL/TX-100在白钨矿浮选中存在正协同效应,可提高白钨矿回收率以及降低捕收剂用量。机理研究表明,组合药剂的CMC值、表面张力明显均低于油酸钠,气/液界面吸附量高于油酸钠,这些均有利于提高捕收能力和提高起泡性能,同时,组合药剂用药规律与CMC值以及表面张力变化规律一致。该研究表明表面活性剂性质与组合药剂协同效应及用药规律具有对应关系,对组合药剂研究具有指导意义。

摘要：
为加深对自吸气浮选机槽体内的流场结构及性能参数的认识,运用CFD仿真技术对自吸气浮选机槽内气-液两相流进行了模拟研究。以实验室JJF-0.2m₃自吸气浮选机为原型进行仿真建模,采用六面体网格对整个模型进行网格划分的网格数量为1.6x10₆。采用Euler-Euler双流体模型对气-液两相流进行稳态模拟仿真,运输方程的计算运用商业软件ANSYS-FLUENT软件。自吸气浮选机的吸气速率不能预先设定,需要通过模拟结果给出。我们设定气相为单一粒径的气泡,直径为1mm。模拟过程中监测了叶轮区的气含率及功耗,结果表明浮选机处于良好的操作状态。分析了槽内不同区域的气含率云图及速矢量图,对自吸气浮选机内的流场有一个直观的认识。

摘要：
针对小样本数据条件下预测硫化铜精矿品位的问题,提出了基于灰色理论的铜精矿品位预测模型。该模型通过实验所得的小样本数据,动态改变建模数据的初始值和背景值,结合灰色理论建立了硫化铜精矿品位的GM(1,1)预测模型,统计预测模型的平均相对误差。结果表明：基于灰色理论的预测模型精度较高,最小的平均相对误差为1.88%,模型的预测效果较好,可作为预测铜精矿品位的一种新方式。

摘要：
针对某低品位含铜金矿矿石,通过优化药剂制度,推荐“原矿混合浮选-混合精矿铜硫分离-含铜金精矿出售-硫精矿超细磨氰化试验”工艺流程,金铜综合回收率分别达到90.78%和92.94%。

摘要：
对某地含铅0.88%、锌4.61%的高风化砂岩混合型铅锌矿进行了原矿性质与浮选试验研究。其中铅矿物以极细粒分布在黄铁矿、闪锌矿和石英间隙中,难以富集回收；采用捕收能力强的KM捕收剂及常规、无毒、对环境污染小的浮选药剂,优化添加方式,经二粗三精三扫选锌闭路流程分选,获得锌精矿产率8.26%,品位45.78%,回收率83.27%的选矿指标。

摘要：
SXCT湿式高频谐波磁场磁选机采用高频交变磁场技术,通过产生高频磁扰动来打破磁团聚,大幅提高分选精度。SXCT型磁选机应用于攀西某钒钛磁铁矿铁精矿精选作业,有效解决了本作业过程中出现的强磁性矿与弱磁性矿及脉石分离不清问题,工业考察可实现TFe品位提高1.85%、回收率96.12%,尾矿TiO₂品位23.12%、铁钛比1.26,分选指标优良,运行平稳,应用前景广阔。

摘要：
近年来随着硫化铅矿资源的枯竭，氧化铅矿资源的开发利用越来越受到关注。硫化浮选是回收氧化铅矿资源最为经济有效的方法，而白铅矿是最具有工业价值氧化铅矿物，因此白铅矿的硫化问题成为氧化铅矿资源开发的关键问题。本文简要介绍了各种硫化方法，分析了各自的优缺点，重点总结和分析了表面硫化及其影响因素。分析认为正确认识白铅矿的硫化的本质并在此基础上研究硫化的影响因素是今后研究的重点。

摘要：
首先分析总结了粗颗粒矿物难浮的原因为粗颗粒矿物与气泡接触时间短，感应时间长，与气泡气固黏附强度低；其次介绍了流态化技术的发展以及该技术在粗颗粒分选中的应用，气固、液固两相流态化在煤分选领域普遍应用，由于有色金属矿分选领域的复杂性，气液固三相流态化浮选技术处于研究阶段；同时总结了流态化浮选技术原理和设备的研究进展，HydroFloat Separator和NovaCell是具有代表性的设备；分析了流态化浮选的主要研究方向和发展趋势为三相流态化浮选动力学过程研究，三相流场模拟策略研究，以及复合力场的加入提升矿物粒度浮选上限。

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针对选矿药剂对环境影响较大的问题，本文首次利用生命周期评价技术，建立了铜钼分离抑制剂NaHS与BK511生命周期排放评价模型，并对比二者的生命周期排放评价指标。研究表明：BK511产品毒性低，用量少，采用一锅法制备技术，生产和制备过程不产生三废，使用过程有害物质排放少，说明与NaHS比较，BK511生命周期排放综合外部成本降低，对环境影响小。从产品抑制性能及降低生命周期排放角度两个方面证明，BK511是清洁、高效的铜钼分离抑制剂，是NaHS优良的替代物。

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某含金矿石中有用矿物为自然金及银金矿,金品位为35g/t。为充分研究该矿石的工艺矿物学特性,通过化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、BPMA(北京矿冶研究总院开发的工艺矿物学参数自动测量系统)等分析手段,对矿石的化学成分、化学物相矿物组成、矿物嵌布特征、金的赋存状态、含金矿物的粒度、含金矿物解离度及影响金回收的矿物学因素等进行了系统研究。结果表明:矿石中金主要以自然金和银金矿形式存在,粒度以细粒金、微细粒金为主,分别占72.96%、27.04%；金矿物的嵌存状态以连生金为主,占65.11%,次为单体金,占31.06%,另有少量的包裹金和晶间金,分别占3.75%和0.08%；研究结果对矿石分选工艺流程的制定具有指导意义。

摘要：
针对某铅锌银多金属硫化矿矿石性质特点,综合考虑经济效益因素,提出采用铅部分优先-铅锌混合浮选工艺流程,配合采用选择性好的新型铅矿物捕收剂D₂₅和新型锌矿物抑制剂T₈,较好的实现了该矿石的综合回收。实验室小型闭路试验获得铅精矿铅、银品位分别为70.30%、5886.55g/t,回收率分别为48.27%、30.65%；铅锌混合精矿铅、锌、银品位分别为15.24%、45.06%、2846.36g/t,回收率分别为46.38%、93.25%、65.67%,铅、银总回收率94.65%、96.32%的较好指标。

摘要：
以两种途径研究了混凝沉淀法对湖南某多金属矿选矿废水COD去除的可行性。用聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁为水处理剂,分别在总尾矿矿浆和尾矿库出水中考察初始pH,混凝剂种类及药剂用量等因素对选矿废水COD去除的影响。结果表明,在总尾矿矿浆中加入聚合硫酸铁1g/L,COD由186mg/L降至121 mg/L,或在尾矿库出水中控制初始pH为7-9,加入七水硫酸亚铁500mg/L,COD由135mg/L降至88mg/L。以第一种方案进行工业试验,取得了良好指标,排水pH为6-9,COD<100mg/L,达到污水综合排放标准(GB8978-1996)一级标准的要求。

摘要：
本文以四川某铜矿石为研究对象,采用抑硫浮铜浮选工艺回收铜矿物。该铜矿属于高硫多金属复杂矿石,伴生多种有用元素。采用常规丁基黄药为捕收剂,石灰、硫酸锌为调整剂浮铜,生产指标不理想。本文探索了以新型组合浮选药剂DF-64 DF-9为捕收剂、DF-90为起泡剂对该铜矿的可选性。结果表明,采用新型混合捕收剂经一粗一扫三精的闭路流程试验,最终获得了铜品位24.45%,铜回收率96.93%的良好指标。选矿厂通过流程改造和使用新的药剂制度后,可产出含铜23.38%、铜回收率92.73%的铜精矿。生产上使用该组合新药剂,能为企业创造良好的经济效益和社会效益。

摘要：
通过孔雀石和硅孔雀石的单矿物和实际矿石浮选试验,研究了硫化钠对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选的影响,矿浆pH值、硫化时间、浮选机转速对+53微米粗粒级孔雀石浮选的影响,以及强化活化剂乙二胺膦酸盐对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选行为的影响。利用红外光谱分析和氧化铜表面溶解行为测试,分析了氧化铜矿表面强化活化剂的作用机理,为实际矿石浮提供的了技术依据,提高了实际矿石浮选技术指标,回收率提高2.03%。

摘要：
针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用采用一粗两扫两精的工艺流程，闭路试验可获得Pb品位 60.35%、含Au 54.06g/t、含Ag 2708.80g/t的铅精矿，铅回收率为59.41%、Au回收率26.05%、Ag回收率37.79%；Au品位33.34g/t、Ag品位 968.97g/t的金精矿，Au回收率为73.95 %、Ag回收率62.21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用，同时不影响金银的总回收率，提高了选厂的经济效益。

摘要：
本文采用RSM(响应曲面法)对铜硫矿浮选中铜的试验条件进行优化,得到最优试验条件为：磨矿细度96.95%、pH=11.68、水玻璃1131.13g/t、乙硫氮44.96g/t。在此基础上进行了铜硫浮选的闭路试验,获得Cu品位18.41%,回收率80.16%的铜精矿,S品位45.45%,回收率85.27%的硫精矿。该研究可作为铜硫分离及RSM在选矿中的应用提供参考。

摘要：
内蒙古某硫化矿中含铜1.29%、锌1.27%、锡0.267%、铁13.46%、砷0.878%、银74.60μg/g。通过采用化学物相分析以及MLA、XRD、EDS、光学显微镜等分析方法和手段，查明了铜主要载体矿物为黄铜矿，锌为铁闪锌矿，闪锌矿次之，锡为锡石,砷为毒砂,铁为绢云母以及黄铁矿，银以类质同象形式分布于方铅矿、黄铜矿以及独立矿物银黝铜矿中，为选矿提高矿石综合利用率提供了矿物学依据。

摘要：
矿床成因决定了矿石类型、矿物共伴生组合、矿石结构与构造、矿物结晶程度等性质的差异,进而对矿石选别回收工艺产生影响。本文重点阐述了五种不同类型铜硫矿床的矿床特征和工艺矿物学特点,分析总结了各类型铜硫矿床的矿石结构构造、矿物组成等典型特征,并对不同类型铜硫矿床的典型特征对选矿工艺流程的影响进行了分析。通过研究初步探明了不同类型铜硫矿床物理化学特征及其影响浮选工艺流程的基本规律,可为不同类型铜硫矿选矿工艺流程的制定提供借鉴。

摘要：
本文对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究：在工艺矿物学的基础上，采用优先磁选选铁，磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验，并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验，获得铁精矿TFe含量60.48%，铝精矿Al2O3含量65.46%、A/S为6.32的良好指标。

摘要：
硫化铜矿是世界铜资源的最主要来源之一,高效开发利用硫化铜矿资源,对保障世界及我国铜资源可持续供应具有重要意义。本文对近年来我国硫化铜矿选矿技术领域的发展现状进行了综述,指出了硫化铜矿选矿工艺流程不断精细优化、选矿药剂开发及应用更加注重绿色高效、大型及新型装备不断推出、尾矿综合利用及资源化技术更加得到重视的特点。另外,推动“互联网+矿物加工”、“大数据+矿物加工”发展,开展“基因矿物加工工程”研究,实现研究方式与生产转化的创新性发展,是硫化铜矿选矿技术领域的一个全新课题。

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某磷酸盐型稀土矿中含有独居石、磷灰石、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿等多种矿物,具有较大综合利用价值。工艺矿物学研究表明,矿石中稀土品位为0.52%,稀土元素主要赋存于独居石和磷灰石中,其中70%的稀土元素分布于独居石中,磷灰石中含有26.60%的稀土元素；独居石嵌布粒度微细,约83.86%的独居石颗粒小于0.038mm,且独居石与磷灰石嵌布关系密切。在预先回收矿石中黄铁矿、磁铁矿和赤铁矿的基础上,采用混合浮选方法得到稀土-磷灰石混合精矿,该混合精矿经预浸-磁选工艺,可以得到REO含量45%的独居石精矿,磷灰石中稀土元素进入预浸液,全流程稀土回收率达74.20%。

摘要：
GCX型无介质高效擦洗机主要用于矿物的擦洗与提纯,根据擦洗机的主要结构及工作原理,对GCX型无介质擦洗机的筒体、搅拌装置等主要结构形式进行研究,通过对叶轮、筒体的关键参数,传动方式及输入功率匹配等方面进行优化设计,解决了GCX型无介质高效擦洗机研制中的关键技术问题。

摘要：
提出了逆向流态化虚拟富集槽设计概念并建立相应的仿真模型,在斯托克斯定律范围内分析了两组分颗粒的受力及分离情况,推断了颗粒在受逆向流场与离心流场耦合作用下虚拟富集槽的机理及对重颗粒的富集特性。论文以铁粉和二氧化硅颗粒为分析对象在水介质为环境下进行了数值仿真,验证了当内锥转速为700rpm、逆向流压力13500Pa,径、轴向比为1:2.7时虚拟富集槽起到了良好的富集分离效果。研究表明虚拟富集槽对简化超重力选矿设备分选锥结构具有重要意义。

摘要：
在铜锌共生矿铜、锌浮选分离过程中，抑制闪锌矿上浮是关键。为了研究提高抑制效果的途径，本文通过单矿物浮选试验，利用扫描电镜分析、拉曼光谱分析，研究比较了水射流磨矿与球磨磨矿（铁介质） 两种不同磨矿方式对闪锌矿抑制剂作用的影响。浮选试验结果表明，无抑制剂水射流磨矿回收率大于球磨（铁介质），同时抑制剂对水射流磨矿产出的闪锌矿的抑制效果远大于对球磨（ 铁介质）磨矿的产物的效果，说明水射流磨矿对闪锌矿天然界面保持较好，球磨（铁介质）较差。拉曼光谱分析表明，抑制剂与水射流磨矿产物中的闪锌矿作用较强，而经球磨（铁介质）磨矿，闪锌矿之间及闪锌矿表面与铁球发生反应，生成大量亲水性的羟基铁化合物，干扰了抑制剂与闪锌矿表面的作用，抑制作用显著变差。

摘要：
分析了实施选矿过程智能优化制造必要性和可行性,提出了选矿过程智能优化制造总体架构和建设路径,阐述了大数据和新一代人工智能技术在选矿智能优化制造中的应用方向,明确了选矿过程智能优化制造发展愿景、目标和重点研究任务,给出了政策建议。

摘要：
通过浮选试验、吸附量试验及红外光谱测试，研究了黄薯树胶在白钨矿与方解石浮选分离中的作用，并分析其机理。结果表明，在浮选体系中添加黄薯树胶对白钨矿抑制效果不明显，但对方解石有强烈的抑制效果。在pH=7，黄薯树胶用量为30mg/L时，方解石和白钨的可浮性出现较大差异，白钨矿与方解石可以有效分离。吸附量试验表明：抑制效果的差异原因在于黄薯树胶对方解石的表面吸附比对白钨矿表面吸附显著。红外光谱分析表明：黄薯树胶在白钨矿表面没有引起化学吸附作用, 但在方解石表面吸附作用较强, 主要引起了化学吸附。

摘要：
浮选动力学研究是评价浮选机工作性能的重要方法,对洛阳栾川钼业集团股份有限公司选矿三公司粗扫选作业技术改造采用的KYF-320浮选机空气分散度、气含率、气泡负载率、悬浮能力等关键浮选动力学参数进行了测试。测试结果表明：浮选机空气分散度均在2以上,分散效果良好；单台浮选机气含率分布均匀,最大气含率达到16.9%,能够保证矿物颗粒与气泡间的碰撞概率；气泡负载率变化幅度较小,证实在矿化气泡上升过程中矿物颗粒无明显脱附显现；近泡沫层区域矿物颗粒有一定分层现象,有利于目的矿物和脉石分离,KYF-320浮选机浮选动力学特征能够满足该项目钼浮选工艺要求。

摘要：
云南某选矿厂锡泥矿，采用重选回收率低。为了提高细粒锡石的回收率，对锡泥矿进行锡石浮选试验研究，试验结果表明采用“脱泥—脱硫—浮锡工艺”，以草酸为调整剂，TL-1为捕收剂，P86为辅助捕收剂，获得锡精矿品位8.47%、锡回收率78.13%的闭路试验指标。并在此基础上对锡泥矿开展锡石浮选工业试验，其结果与原重选工艺比较，锡品位提高了5.84%，对原矿回收率提高了3.18%，经济效益显著。

摘要：
多极性基团之间协同作用对捕收剂的捕收性能和选择性具有重要影响,基于极性基团间的协同效应来开发新型、高效的浮选药剂已成为国内外研究的热点。本文对极性基团间协同作用在强化氧化锌矿石捕收剂浮选性能中的应用情况进行了总结和分析。结果表明,多键合作用可以显著提升捕收剂对含锌氧化矿物的捕收性能和分选效率,极性基团间电子效应则可改善捕收剂的物理化学性能提高浮选效率。深入研究极性基团协同作用机理,对精准调控捕收剂浮选能力具有重要意义。

摘要：
针对铁矿石磁选过程中出现的磁团聚夹杂脉石严重的现象,北京矿冶研究总院研制出了一种新型高频谐波磁场磁选机,此类设备利用高频交变磁场对磁性矿物产生的高频磁扰动来打破磁团聚,进而提高分选精度。本文重点介绍此类设备的关键技术及发展历程,以及在铁矿石磨前干式预选,磨后精选及冶金粉材提纯除杂等领域的应用进展,并对相关设备未来发展方向作了展望。

摘要：
利用光学显微镜、X-射线衍射分析、扫描电镜、矿物自动分析仪(MLA)及X-射线能谱分析,结合化学分析及化学物相分析等综合手段,研究了安徽某铜铅锌多金属矿中金银的赋存状态及工艺特性。结果表明,金主要分布在银金矿中,分布率为76.53%；银主要分布在碲银矿中,分布率为70.46%。影响金银回收的主要因素是金银矿物与黄铁矿关系密切,分别有43.52%的金和19.32%的银以黄铁矿包裹体的形式存在,由于金银矿物嵌布粒度较细,其中,20um以下的金矿物和银矿物分别占46.54%和83.65%,因此这部分金银主要损失到硫精矿中。

摘要：
河北某铜尾矿含铜0.076%，铁5.74%，其中原生硫化铜占总铜的81.26%，其次为次生硫化铜，占总铜的12.21%。可回收的铁矿物主要以磁铁矿形式存在，占总铁的49.53%，其余除少量赤铁矿、褐铁矿外，大部分为硅酸铁和碳酸铁。大部分黄铜矿的粒度较细，在5-10μm之间，少部分在30-100μm之间，其解离度较低，在35%左右，主要被包裹于脉石矿物中。为了确定该尾砂的可选性，进行了选矿试验研究。结果表明，以原矿的浮选泡沫产品为载体，带动尾砂中的细粒黄铜矿进行分支载体浮选，可获得铜品位为18.07%的铜精矿，其中尾砂中铜综合回收率为20.41%，原矿中铜回收率为73.17%，该选矿指标比尾砂和原矿样单支浮选获得的选矿指标好。

摘要：
柿竹野鸡尾铜锡多金属矿含Cu 0.18%，含Sn 0.36%，其他有价元素均较低。由于铜锡有价素嵌布粒度较细，考虑到前面硫化矿的回收和锡石的解离度，磨矿粒度较细，采用重选回收率较低，因此采用浮选的方法来回收锡石。本研究采用碳酸钠作为pH调整剂，硝酸铅作为活化剂，GYB作为捕收剂，2#油作为起泡剂，采用一粗两扫三精的工艺流程，最终闭路试验，锡石精矿中锡含量为5.27%、回收率62.42%。

摘要：
采用预处理除杂—银浮选—重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305，最终获得了银品位4500 g/t、银回收率73.63%的银精 矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮-重联合的选锡工艺流程，获得了锡品位48.37%、锡回收率52.38%的锡精矿，实现了尾矿中有价金属的综合回收。

摘要：
基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选-难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选”的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t,铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1；戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25%,铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t,铜回收率94.57%、银回收率80.44%。相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。

摘要：
对五种不同的黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响因素进行了分析研究。以硫含量差别较大的两种铁矿石为试样,研究了不同种类黄药在矿石浮选过程中,充气、搅拌、黄药浓度及种类对其分布的影响。结果表明,黄药在矿石表面的分布率随充气时间和搅拌时间的延长而升高；在充气/不充气条件下,黄药与矿石作用后,其在矿石表面的分布率最高可达95%以上/最低为20.2%,在仅搅拌条件下,含硫低和高的矿石表面的黄药分布率最高分别为49.85%和69.76%；黄药的碳链长度越长,其吸附在矿石表面的比例越高,直链结构的黄药比支链结构的黄药更易吸附在矿石表面上；黄药的浓度越高,其吸附在矿石表面的比例越高。该研究可以给黄药废水的降解及其去除提供理论基础。

摘要：
针对目前复杂难选磁铁矿资源开发利用现状，提出关键分选设备的研发与改进是铁矿选矿工艺发展重点之一。以主要分选作用力场结合方式对磁铁矿分选设备进行了分类，概述了磁选、重选、浮选等单力场分选设备及由以上经典分选力场复合而成的复合力场分选设备结构特点、分选原理及其现场应用情况。研究表明：重选能耗低，无污染，处理量大，但分选粒度较粗，分选效果偏低；浮选下限低，但药剂制度复杂，成本较高，且难以满足日益提高的环保要求；磁选对磁性矿物虽更具针对性，但磁性夹杂易导致磁精矿品位偏低。提出了复合力场分选设备作为一种高效节能的选矿设备，具有重选、浮选、磁选等多种选矿方法的优点，提高了设备分选效率、处理量、选择性以及对粒级的适应性等。展望了具有重-磁-浮多重功能的新型多力场复合分选设备将成为未来主要研究方向，替代现有复合力场选别设备成为必然趋势，具有广阔的研究与应用前景。

摘要：
对秘鲁某大型铜选厂的铜精选作业中KYZ浮选柱的操作参数进行探索性条件实验。在不影响选厂正常生产的前提下，以充气量、泡沫层厚度和喷淋水量三个操作参数为变量条件，对比不同条件下浮选柱的选别效果，找到了与工艺流程相适应的操作参数范围。进一步得出规律，浮选柱充气量越大则回收率越高而铜品位相对降低；喷淋水的添加对浮选柱精矿中铜品位具有显著的提升作用，但对铜回收率的降低也较明显。

摘要：
在硫酸铁酸性介质体系下，为揭示次生硫化铜矿堆浸过程中铜蓝与黄铁矿的浸出过程，利用纯矿物进行浸出模拟试验。纯矿物电位控制试验结果的化学动力学分析表明：铜蓝与黄铁矿浸出速率受表面化学反应控制，500mV(vs.Ag/AgCl)浸出条件下，黄铁矿浸出速率的提升量比铜蓝高出1倍，黄铁矿对电位表现出更强的相关性。结合低品位次生硫化铜矿生物浸出生产实际，进行了实际矿石柱浸验证试验，电位调控能使铁浸出率最高降低2个百分点，控制电位浸出的方式为次生硫化铜矿生物堆浸的过程控制提供了参考。

摘要：
采用Materials Studio 中Forcite模块,对十二胺和油酸钠两种捕收剂分子在锂云母表面的吸附过程进行了分子动力学模拟研究,分析了水分子在吸附前后相应的排布变化。吸附形貌的结果表明,十二胺与油酸钠用量在2:1时吸附效果最好。通过对捕收剂头基以及碳原子分布函数的分析,其协同作用的机理可能是十二胺首先在锂云母表面进行有效吸附,油酸钠“间接”地通过头基间的静电吸引或是碳链之间的疏水作用,从而增加表面碳链密度和高度并使得吸附层更加稳定。表面水分子自扩散系数的分析也显示,吸附了单层DDA和混合捕收剂的自扩散系数相较纯云母表面的值分别下降了20%和25%左右,表明混合捕收剂的吸附使得锂云母表面更加疏水,从而有利于浮选的进行。

摘要：
本文对云南某选厂硫化矿系统的泥矿进行了选矿试验研究,通过旋流器脱泥、浮选除硫、锡石浮选的工艺,从锡品位为0.380%的给矿中获得了品位和回收率分别为8.47%和43.10%的锡精矿,锡石浮选作业回收率为78.13%。工业生产试验取得了与室内小试试验较为接近的指标,其结果进一步证明了锡石浮选工艺处理此类细粒级锡石具有明显的优势。

摘要：
为了实现江西某低品位铁锂云母矿的资源综合利用，在工艺矿物学及试验研究的基础上，提出了采用“重-磁-浮”联合选矿工艺流程，并针对该矿泥化程度高的问题，进行了磨矿细度、脱泥、捕收剂种类及用量条件试验，确定了回收锂、钽铌、锡、长石及铁等有价组分的全开路流程。在原矿仅含Ta2O50.0041%、Nb2O5 0.0047%、Li2O 0.63 %的基础，获得了含Ta2O5 15.28%、回收率37.35%的钽铌精矿，含Sn 42.76%、回收率38.48%的锡精矿，含Li2O 3.1%、回收率75.48%的锂云母精矿，并使得长石精矿达到了特级品质量标准。

摘要：
为了解决高硫铅锌矿分离时石灰用量大的问题，结合工艺矿物学，对云南某高硫铅锌矿进行了选矿试验研究。试验结果表明，在低碱度的情况下（pH=9）采用LY-2可以较好的抑制黄铁矿。闭路试验可获得铅精矿含铅61.13%，铅回收率88.40%，铅硫分离铅作业回收率91.75%，硫精矿含铅1.66%，含锌2.76%，铅回收率7.95%，锌回收率5.19%，实现了铅硫的高效分离，对该类矿山的开发提供新思路。

摘要：
对云南某含铜0.22%、含锌0.68%、含镁14.34%的选铁尾矿,以北京矿冶科技集团有限公司自主研发的绿色高效选矿药剂BK306作为铜捕收剂,采用“铜、锌顺序优先浮选-铜、锌精选回路分别产出小尾矿”的工艺流程处理该矿石,获得铜精矿中铜品位27.34%,含锌6.72%,铜回收率为57.25%；锌精矿中锌品位48.51%,含铟1160g/t,含铜1.32%,锌回收率为69.96%的良好指标。为开发利用该类型富镁含低品位铜、锌的复杂铁多金属矿石提供了技术依据。

摘要：
硫化铜和辉钼矿可浮性比较接近是导致铜钼分离困难最主要的原因。本文从铜钼分离现状和新技术两个发面对其进行详细介绍。铜钼矿石一般采用混合浮选工艺，然后通过抑铜浮钼方式进行铜钼分离。但是传统黄铜矿抑制剂存在选择性差、用量大、环境污染严重等问题。针对目前铜钼分离存在的问题，国内外科研者提出一些新的分离工艺，包括氧化-浮选、电化学浮选、海水浮选、浮选柱浮选、选择性浸出、超导磁选技术等，这些技术具有明显优势，但目前仅局限于理论阶段，需要进一步完善。另外，高效低毒抑制剂的开发仍是目前铜钼分离焦点话题。

摘要：
某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81。铜矿回收率得到了较大提高。进一步针对现有生产流程进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。

摘要：
以0.83~2 mm、0.35~0.83 mm两种单一粒径的攀西钒钛磁铁矿为原料,钢球和短圆柱形钢锻为介质,设定磨矿浓度80%、磨矿时间0.5、1、2、4、6、8、10 min、磨机转速96 rpm/min,钢球的配比为D30：D25：D20=42：60：93,短圆柱钢锻配比为D30×30：D25×25：D20×20=28：40：62,介质充填率为40%。研究结果表明：不同形状的磨矿介质对钒钛磁铁矿的破碎遵循一阶动力学模型,且在短时间内短圆柱钢锻的破碎速率Si明显高于钢球的破碎速率,在短时间内介质形状对初始破碎分布参数的影响较大。

摘要：
选矿工艺矿物学在矿产资源合理化开发过程中发挥了极其重要作用。随着现代科学技术和社会经济的快速发展,工艺矿物学正在经历从传统向现代工艺矿物学的转变。简单介绍了国际和中国工艺矿物学的发展历程以及近五年中国选矿工艺矿物学的主要研究成果。同时对其未来的发展趋势做出了展望,为选矿工艺矿物学的发展指明了研究方向。

摘要：
以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨磨矿细度为-0.038mm占95%,酯-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿；尾矿含铜品位降到0.18%。本研究对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。

摘要：
金川镍铜矿石中富含贵金属矿物,在常规磨矿流程中进行了贵金属尼尔森重选回收的工业试验。依据试验情况和贵金属矿物的性质,设计了尼尔森选矿机在半自磨回路中的应用流程,并在金川大型镍铜矿半自磨回路中成功应用,取得了良好的选别指标。

摘要：
某低品位钛铁矿TFe含量为10.20%、TiO2品位为 4.55%，属于低铁低钛等级矿石。矿石成分简单，主要工业矿物为钛铁矿和磁铁矿，主要脉石矿物为角闪石、长石。针对该矿石，首先进行了重磁拉抛尾，获得了TFe含量为12.31%，TiO2品位为5.81%的抛尾粗精矿；抛尾粗精矿经磨矿—选铁处理后，采用“螺旋溜槽+干式磁选”工艺，获得了TiO2品位为46.17%的钛精矿产品，回收率为46.72%。实现了矿石中铁、钛矿物的高效回收。

摘要：
针对某铜锡多金属矿尾矿进行工艺矿物学研究,发现该尾矿含有钨、锡、铋等有价金属,含量分别为0.09%,0.08%和0.05%。研究结果表明虽然有价元素含量低中,但均以矿物形式存在且粒度较粗,有价矿物集合体解离情况好,且与脉石矿物之间存在较大的相对密度差异。富集试验表明硫化物矿物通过淘洗可得到有效富集,因此选矿试验可利用矿物之间的密度差通过重选实现有价矿物的预富集；针对淘洗富集产品的工艺矿物学研究结果表明：有价矿物磁黄铁矿、白钨矿、锡石、黑钨矿和自然铋的粒度相对较粗,一般为0.02mm-0.104mm,而且单体解离度都在80%以上,解离比较充分,有利于后续彼此之间的分离。根据尾矿中有用矿物嵌布关系、粒度分布和解离度等工艺矿物学结论,选厂采用“重选预富集-铋硫混浮-铋硫分离-钨锡重选富集-浮选分离”工艺,获得了铋精矿、钨精矿和锡精矿,提高了企业的经济效益。

摘要：
运用化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、及自动矿物分析系统等分析方法对白云鄂博矿床主矿霓石型铌稀土铁矿石中铌在独立矿物中的富集状态和分布规律进行研究,研究结果表明：主矿霓石型铌稀土铁矿石中稀土品位为9.1%,以氟碳铈矿和独居石为主,且二者比例约为2:1,元素以轻稀土元素为主；铌品位高达0.27%,铌矿物主要有易解石、烧绿石、铌铁金红石、铌铁矿和褐钇铌矿,五种矿物中易解石含量最高为0.30%；铌独立矿物的赋存状态主要以细粒及微细粒包裹体存在于其他矿物中；铌铁矿中铌元素质量占比最高,最大可达54.53%,易解石中铌元素分布率最高为31.80%,五种铌矿物含铌量之和占该类矿石中铌总量的80.59%。

摘要：
根据矿石的工艺矿物学研究，对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究，试验结果表明，采用铅锌硫依次优先浮选流程，可以实现铅锌的高效分离，并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%，回收率为93.12%的铅精矿，锌品位为51.10%，回收率为89.24%的锌精矿，硫品位为46.03%，回收率为33.35%的硫精矿，铅精矿含银品位为1105.50g/t，银回收率为86.27%。

摘要：
对四川某地含金银碲铋矿进行了初步矿物组分研究,针对矿物特性进行了浮选条件试验,最终浮选闭路试验可以获得碲品位和回收率分别为9.94%和94.81%的精矿产品。精矿产品中铋、金和银含量分别为14.99%、27.27g/t和64.20g/t,回收率分别为95.08%、92.65%和86.63%。通过试验确定了该碲铋矿石的选矿工艺流程及药剂制度,并综合回收利用了其中的共伴生矿物。

摘要：
云南磷化集团有限公司A矿区产的硅酸盐型胶磷矿的SiO2含量一般在30%以上，堆存数量巨大，使用常规的单反浮选工艺难以达到要求的精矿指标，但是使用正反浮选工艺或者双反浮选工艺的生产成本又较高，经济效益不理想。本文从矿石的多元素进行研究分析，发现与CaO/P2O5大于1.79的碳酸型磷块岩配矿后使用单反浮选工艺可以获得合格的精矿指标。在此思路上，对两种矿石进行配合比、解离度、磨矿细度和药剂制度进行探索研究。在配合比为1:3，磨矿细度为92%，药剂制度为抑制剂1.5kg/t，调整剂18kg/t，捕收剂3.0kg/t的情况下，最终可以获得P2O5品位为28.89%，MgO品位为0.91%，产率62.73%，回收率85.24%的精矿指标。

摘要：
针对该矿石矿物组成复杂,银、铅、锌、硫等硫化矿物致密共生的相嵌关系,重点研究了磨矿细度、磨矿方式以及流程结构对选别指标的影响,采用银铅快速浮选-异步强化再选-粗精矿再磨精选工艺,辅助采用铅高效捕收剂BK906,解决了同种矿物由于可浮性差异而影响选矿指标的问题,提高了产品质量,实现了铅锌高效分离回收,最终达到提高有价金属品位和回收率的目的。

摘要：
针对国内某硫化铜镍矿石，铜含量为0.43%、镍含量为0.94%，采用铜镍等可浮工艺进行选别，获得了产率为4.12%，铜品位为9.85%，镍品位为11.13%，铜、镍回收率分别为90.72%和49.69%的铜镍混合精矿，同时还获得了产率为6.05%，镍品位为5.15%、铜含量为0.33%，镍回收率为33.76%的镍精矿。与铜优先浮选和铜镍混合浮选工艺相比，铜镍等可浮工艺具有流程稳定，对矿石性质的适应性强，可以根据市场情况变化灵活把握产品的特点。

摘要：
针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题：铜浮选作业中有13.35 %的铜损失在铜尾矿中；硫精矿含锌1.10%，杂质锌含量超标；锌精矿产品质量不合格（锌品位为18.38%）。对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化，可获得铜精矿铜品位15.11 %，铜回收率92.30%指标，较现场铜回收率提高了5.65 %。采用抑锌浮硫工艺流程，可将现场硫精矿中锌品位由1.16 %降至0.41 %。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位（锌品位最高可达48.71 %），同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。

摘要：
利用偏光显微镜、MLA(Mineral Liberation Analyser)系统、能谱仪等设备对贵州织金硅质及硅酸盐型磷块岩进行了系统的工艺矿物学研究,查明矿石的矿物组成、结构构造、基本参数及主要矿物的特征。该磷块岩中主要脉石矿物为玉髓,选矿需要脱除较多的玉髓才能达到精矿指标,其次该样品硅酸盐矿物含量较高,还要脱除部分硅酸盐矿物,以减小其对后续湿法磷酸过程中的不利影响。矿样中胶磷矿主要为团粒状、凝胶状、碎屑状结构,和脉石矿物嵌布紧密、杂乱,且胶磷矿、石英、玉髓均属细粒嵌布,需要细磨才能使胶磷矿和脉石矿物较多的解离。磨矿至细度为-75μm占99.41%,胶磷矿的单体解离度为72.88%,解离情况不理想,而且细磨使-30μm粒级产率大大增高,造成次生泥化现象,降低了浮选药剂的选择性,增加了选矿的难度。该矿样难以通过磨矿的方法使有用矿物和脉石矿物较多的解离,故通过浮选的方法难以达到理想的、经济的选别指标。建议将该类型的矿石和其他类型的矿石进行配矿使用,以达到资源的综合利用。

摘要：
通过矿相显微镜、扫描电子显微镜、电子探针、X射线能谱元素面分析等多种手段综合研究四川某地黏土型钒矿中钒的赋存状态。样品为铝质黏土岩，V2O5含量为0.93%。黏土矿物总量为61.7%，石英含量13.4%，黄铁矿含量17.1%。样品具典型的黏土结构，矿物粒度微细。钒有两种赋存状态，一种呈钒云母的独立矿物形式存在，另一种则呈类质同相的形式存在于绢云母和伊利石中。典型测点平均含钒量为0.873%，fm-5测点钒含量2.143%，为钒云母；fm-6测点钒含量0.138%，为含钒伊利石；fm-7测点钒含量0.333%，为含钒绢云母。与钒云母、伊利石、绢云母三者结构相似，且粒度极其微细，无法分离，故应作为一个整体单元来回收利用钒。建议通过浮选脱除黄铁矿，然后通过擦洗—脱泥的方式对石英和黏土矿物进行分离，从而实现钒的富集。

摘要：
通过野外取样、制备样品、显微镜观察、X射线衍射分析(XRD)、X射线荧光光谱分析(XRF)、电感耦合等离子体质谱法分析(ICP-MS)、电感耦合等离子体原子发射光谱法分析(ICP-AES)、扫描电镜配合能谱分析、电子探针分析等手段，对贵州织金某红土型钛矿中钛元素赋存状态作了系统的研究。得出该矿石中TiO2含量在5.02 %～8 %之间，铝硅比较低，属于红土型钛矿石；钛元素以独立矿物锐钛矿、钛铁矿存在于矿物中；钛元素取代赤铁矿中的铁元素，以类质同象赋存于赤铁矿晶体中；可通过加碱焙烧后加水浸出富集锐钛矿。

摘要：
为更好的开发利用甘肃省肃北县鱼脊山蓝晶石矿床,采用X-射线衍射分析、光学显微镜、扫描电子显微镜、X-射线能谱分析及工艺矿物学参数自动测试系统(BPMA)等手段,基本查清了矿石的矿物组成、结构构造、蓝晶石等重要矿物的粒度以及不同磨矿细度下的解离度,分析了影响选矿指标的矿物学因素,为该矿的进一步选冶提供依据,也丰富了矿区的矿物学资料。

摘要：
介绍了GJM型搅拌磨机基本结构和工作原理,分析了设计中的主要因素搅拌装置、槽体结构和耐磨材料；针对大鳞片石墨的特性开发了GJM型石墨专用搅拌磨机,着重介绍其在国内外石墨选厂的工业应用情况。结果表明,GJM型石墨用搅拌磨机可显著提高石墨产品的质量等级,为生产企业创造了巨大经济效益,推动了高端石墨行业的快速发展。

摘要：
为了更好的回收大洋富钴结壳中的有价元素,对该样品进行了系统的工艺矿物学研究。通过光学显微镜、扫描电镜、化学选择性溶解、比重测定等仪器和方法,查明了大洋富钴结壳样品由结壳矿物和基岩脉石两部分组成,而结壳矿物由铁锰水合氧化物和壳内脉石呈弥散状组成, 99.06%的钴赋存在铁锰水合氧化物中。研究结果表明,应对样品进行选矿预抛尾,后续通过湿法冶金的方法有效回收钴。

摘要：
现有分级/筛分设备都存在不同的优缺点。为提高分级作业的精度和效率，发明一种具有旋流-高速-柱形特征结构的颗粒分级设备——旋流分级柱。通过连续分级试验研究表明该设备的分级精度和效率都比较高。在筛网孔径为350μm、分级浓度35%、中心轴转速1000r/min的条件下，当加矿速度为2kg/min、3kg/min、4kg/min时，E量-350μm=E质-350μm，分别达到97.23%、93.17%和87.46%；相同浓度条件下，分级时间与量效率呈正相关，不同浓度下，相同分级时间下的分级效率没有可比性；拟合曲线预测发现当量效率E量-350μm和E量-74μm为80%时，加矿速度分别达到5.0kg/min和5.42kg/min，分级时间分别为3.0min和0.9min。试验研究表明，为提高加矿速度（处理量）和分级效率，可以增加柱形筛网水平截面积（分级有效面积）和柱体有效分级长度。

摘要：
采用重选-浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。该矿泥化严重,首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响,并能增加浮选给矿锡品位,离心选矿可以使锡品位富集5倍以上,作业回收率达到87.4%。离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿采用碳酸钠为pH调整剂和分散剂,BY-9和P86为组合捕收剂,CMC为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65%的指标。研究结果表明利用离心选矿机进行脱泥富集,采用重-浮联合工艺对微细粒锡石具有较好的选别效果。

摘要：
研究了一种新型的氧化铜矿捕收剂HZ对纯矿物的浮选行为，考察了溶液pH值、捕收剂用量等对其浮选效果的影响，并与传统捕收剂进行了对比，试验结果表明：该新型捕收剂HZ适应pH范围较广，在pH=6~9范围内均可取得良好的浮选性能，同时具有用量少、捕收能力强等优点。孔雀石-石英人工混合矿浮选分离试验结果表明，当硫化钠用量30 mg/L时，铜精矿品位可达50%以上，其回收率为65.14%。实际矿石闭路试验结果表明，经一粗三精二扫浮选工艺流程，可以获得铜品位为32.56% 、作业回收率为61.56%的氧化铜精矿。

摘要：
刚果(金)某硫化铜钴矿位于加丹加省利卡西市,属中非铜钴矿带典型的硫化铜钴矿,矿石含铜1.50%、钴0.48%。根据矿石中铜钴矿物难以浮选分离的矿物特性,确定了“铜钴混合浮选”的原则流程。结合新型高效选择性捕收剂BK404B及铜钴活化剂BKNA,采用“一粗两扫三精-粗精矿再磨”的工艺流程,浮选闭路试验获得含Cu26.93%,Co7.24%,铜回收率93.70%,钴回收率78.42%的铜钴精矿。另外,针对浮选闭路试验尾矿,通过强磁选强化对钴的回收,可获得含钴1.18%,钴回收率3.20%的磁选精矿,浮磁精矿合并后满足销售要求,即采用浮-磁联合工艺使钴的回收率提高3.20个百分点。

摘要：
本文对硫铜钴矿纯矿物在采用不同药剂条件下的浮选行为进行了研究。试验表明,丁基黄药对硫铜钴矿捕收作用较好,适当增加起泡剂用量可显著提高硫铜钴矿浮选回收率。矿浆pH值对硫铜钴矿可浮性存在影响,当pH值为8.19时回收率最低,pH值为10.88时回收效果最佳。调整剂Na₂S、NaHS在硫铜钴矿浮选中均表现出低用量活化、高用量抑制效果,总体而言NaHS活化效果要优于Na₂S,电位测试表明相同质量浓度的NaHS比Na₂S对矿浆电位的影响更大。

摘要：
本文以油酸钠为主要捕收剂,与苯甲羟肟酸组合使用,复配出二元组合捕收剂,再通过单矿物浮选试验考查二元组合捕收剂对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物的捕收性能。通过表面张力测定和激光粒度测试,系统研究了二元组合捕收剂的浮选作用机理,旨在为我国铝土矿浮选脱硅高效捕收剂的开发提供理论指导。结果发现,二元组合捕收剂NaOL/BHA对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物浮选分离的选择性优于单一油酸钠捕收剂,二元组合捕收剂中油酸钠与苯甲羟肟酸的最佳摩尔配比为9:1。二元组合捕收剂溶液的表面张力随着BHA浓度的增加而降低,并且在较低浓度下即可出现拐点达到稳定值,说明组合捕收剂的活性大,捕收能力强,拐点处对应的药剂浓度比值与单矿物浮选实验得出的最佳组合摩尔比一致。二元组合捕收剂可以明显促进一水硬铝石颗粒表观粒度增大,使其形成疏水性聚团,致使浮选回收率增大,而对高岭石表观粒度几乎没有影响。

摘要：
本文针对高硫矽卡岩金铜矿中黄铁矿含量高、难抑制特点，采用对黄铁矿捕收能力非常弱的Z-200和丁铵黑药作为浮选捕收剂，在低碱度条件下（pH-9.5）实现了铜与金的综合回收。研究结果表明：闭路试验混合精矿铜品位为21.15%、金品位为24.11g/t，铜和金的回收率分别可达93.92%和83.73%，选矿指标较为理想。

摘要：
普朗铜矿一期开采的矿石属斑岩型硫化铜矿, 矿石中铜、钼、金的含量分别为0.68%、0.006%和0.16 g/t，这些金属的品位较低，但都具有回收价值。以相同的粗磨抛尾、粗精矿再磨浮选的原则流程，通过采用高效捕收剂EP2并添加粗选调整剂的新药剂条件，小型闭路试验获得指标为铜精矿铜品位为24.62%、钼品位0.15%、金品位4.08 g/t，相对应的回收率分别为93.24%、60.82%、67.86%。在小型闭路试验对比中，以新药剂条件的试验方案得到较好的浮选指标，铜精矿铜品位略低0.45个百分点，而铜精矿中铜、钼、金回收率分别提高2.44、5.46、6.37个百分点。

摘要：
摘要 新疆某硫化铅矿石中铅品位为铅13.35%、伴生银品位473g/t，铅主要赋存在方铅矿中，部分呈白铅矿、铅矾、磷氯铅矿形式存在。针对该矿石特点采用一粗两扫两精的闭路浮选试验，得到的铅精矿品位为：铅66.12%、银1913g/t；铅精矿中铅、银回收率分别为：铅93.47%、银76.63%。试验结果可以为合理开发该矿石资源提供依据。

摘要：
节能降耗一直是磁选技术与装备的重要追求目标，而开放磁系式永磁强磁选是分离弱磁性矿石和非磁性脉石的高效、低成本、绿色技术，强磁永磁化技术发展潜力大、前景好。永磁强磁选设备得到广泛应用的主要有辊式与筒式两种结构形式，本文对其在弱磁性矿物的块矿干式预选、粗粒湿式预选、微细粒精选及非金属矿提纯等生产工艺流程中的应用情况进行了综述。

摘要：
针对云南某铜矿嵌布粒度粗细不均、嵌布关系复杂、部分铜矿物易过磨损失,从而导致铜精矿中铜和伴生金、银回收率低的技术难点,通过采用铜选择性捕收剂BK901G和铜快速浮选-中矿再磨再选浮选工艺,获得了较好的浮选工艺指标,其中铜精矿中铜的品位和回收率分别达到23.79%和93.66%；伴生金、银的回收率分别达到43.92%和67.93%。该工艺技术可为同类型矿山提供借鉴。

摘要：
铁锰氧化物由于其胶体成因特征,在自然体系中是多种有价金属,如金、银、铜、镍、钴、钨、锡、铅等的载体矿物。褐铁矿和硬锰矿等天然铁锰复合氧化矿物所负载的有价金属具有相当的复杂性,难以用物理方法解离或暴露于表面而被浸出,这些有价金属的回收提取一直是选冶技术共性难题。本文以云南北衙铁金多金属矿氧化带矿石为研究对象,采用XRD、MLA、LA-ICP-MS和SEM等分析测试手段研究了天然铁锰氧化矿物负载金、银的差异和规律性。研究结果表明,该矿石中金、银的赋存状态具有多样化的特征,矿石中79%的金为游离金,以明金形式存在于褐铁矿的溶蚀孔洞中,褐铁矿中金粒结晶后边缘形成或大或小至极微细收缩空隙,这些溶蚀孔及结晶收缩孔为氰化浸出金银提供过液通道。矿石中82%的银赋存于硬锰矿中,这部分银主要进入硬锰矿晶格中的大尺度隧道结构中,少数银以螺状硫银矿形式存在于褐铁矿溶蚀孔洞中。为此,北衙氧化矿的选冶研究摒弃“金细则细磨”的常规思维,根据矿物磁性和金、银赋存状态差异,提出分流分选新理念,在粗磨条件下,分出磁铁精矿、褐铁精矿和非磁三股矿物流,在富银含锰的褐铁精矿中采用弱酸体系中选择性还原解离硬锰矿中银,在控制pH值抑制褐铁矿溶解的前提下,还原释放锰矿物晶体结构中的银离子,实现银的化学解离。该研究成果揭示了氧化带金、银的赋存规律,成因机制以及影响金、银冶金提取的深层次的矿物学因素,为氧化矿金银的选冶研究提供了理论依据。

摘要：
为有效利用印度尼西亚某难选铜铅锌多金属硫化矿资源,对该矿石进行详细的工艺矿物学研究。研究发现铜、铅、锌主要以独立矿物形式赋存在黄铜矿、方铅矿和闪锌矿中,嵌布粒度极不均匀。其中固熔体分离状黄铜矿粒度一般在2-30μm之间,方铅矿粒度在6-3000μm之间,闪锌矿粒度在10-10000μm之间。三种目的矿物呈不均匀稀疏-稠密浸染状分布,彼此共生关系密切,且与脉石矿物呈不规则毗连镶嵌,使得铜、铅、锌分选困难,难以获得高品位精矿。此外,受游离状态铜离子的活化作用,闪锌矿可浮性增强,会进一步恶化铅锌分选指标。

摘要：
对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮—铅硫分离—尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%；锌精矿产率6.20%、Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%；富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的技术指标。

摘要：
某超大型复杂铀多金属矿具有有价元素含量低、目的矿物种类多而含量少的特点，为减少选别工作量，降低企业生产成本，有必要对该矿石进行预抛尾。本次从工艺矿物学角度探讨了预抛尾的可行性，最后建议在-2mm破碎细度下采用螺旋溜槽重选进行预抛尾，使有用矿物得到有效富集，并最终取得良好的选矿指标。

摘要：
该方法主要针对有色金属行业选矿厂的磨矿过程半自磨机、球磨机等磨矿设备的负荷分析。该方法利用OPC技术通过计算机实现对磨矿过程的实时工艺数据的采集、处理、分析存储,利用POS-BP算法构建磨机功率软测量模型,从而实现对磨机功率的在线预测分析,之后结合案例分析技术,实现对磨机负荷的智能在线分析,该方法能够有效的减少磨机涨肚次数,提高磨机处理量以及磨矿粒度合格率,降低衬板和钢球损耗,并且该方法的预测值可以为这个磨矿过程的优化控制、专家控制等先进控制提供有效的参数依据,从多方面提高磨矿过程乃至整个选矿过程的运行效率,从根本上提高矿山企业经济效益。

摘要：
选矿流程产品的工艺矿物学研究可在矿石性质变化、选厂技术改造时为工艺流程的改进提供方向和依据。内蒙某铜铅锌锡多金属矿生产中在锌硫作业中银和铜损失率分别为13.10%和15.64%。为最大限度地提高资源综合利用价值，选择锌硫混合精矿为研究对象。通过赋存状态研究确定了铜、银回收的目的矿物；通过铜、银矿物嵌布关系密切判断出铜、银走向一致，可同步富集。在此基础上，根据黝铜矿、黄铜矿、铜矿物集合体的单体解离度仅为12.84%、33.65%和25.40%，但铜矿物集合体粒度较粗的特点，提出了对铜矿物集合体再磨，获得银铜精矿的技术方案。最终选矿工艺通过提高再磨细度获得了银品位2699g/t、铜品位为10.02%的高品位银铜精矿。

摘要：
为了探究新型阳离子捕收剂GE-609的起泡特性，在自行设计的浮选柱模拟系统中，以柱中气泡发生器产生的气泡为研究对象，通过高速摄像记录仪获取气泡群图像，将图像进行预处理后转化为二值图像，通过设定圆形度范围将其分为单气泡、粘连气泡，最后通过分割黏连气泡后，得到气泡群中气泡形状和直径。数据分析发现，阳离子捕收剂GE-609可改变气泡形状，随着药剂浓度的增加，气泡形状逐渐由不规则型变为标准的球形，当GE-609浓度超过2.56mg/L时，气泡群中的气泡平均圆形度C稳定在1，浓度的增加不再改变气泡形状。在抑制气泡直径方面，GE-609具有高效的起泡性能，与醇类起泡剂松油醇相比较，GE-609产生气泡Sauter直径为0.5mm，低于松油醇。

摘要：
采用光学显微镜、扫描电镜、矿物自动分析仪(AMICS)及化学物相分析等仪器和手段,对某铜冶炼厂不同缓冷时间条件下的电炉渣进行了系统的工艺矿物学研究。研究结果表明,随着冷却时间的延长直接喷水冷淋的电炉渣中铜物相的粒度相比自然冷却的电炉渣,分布在0.020mm以下的占有率由52.48%降低至40.37%,电炉渣中的铜物相颗粒粒度有所增加,但增加幅度不大。可见,延长电炉渣的冷却时间,可促使冰铜颗粒的长大,有利于后续浮选回收,但缓冷时间只是影响冰铜颗粒生长的重要的因素之一。

摘要：
浮选设备中气泡与颗粒的碰撞是一个复杂的力学过程,本文设计了一套电磁发射装置,将颗粒以可控的速度和角度射向水中的静止气泡,用以简化模拟真实的浮选现象。高速相机被用来监测这一碰撞过程,然后对图像进行分析,提取了颗粒的运动参数以及气泡的变形信息,研究了颗粒与气泡的作用时间与液膜排液规律,并推导了一个数学模型来预测碰撞现象的时间尺度并提出了黏附判据。

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针对国内某选矿厂铜浮选工艺泡沫速率不稳定,精矿品位波动大,回收率不理想等特点,本文设计了一套浮选专家控制系统,该系统结合泡沫影像分析技术,在线品位分析技术,PID控制与模糊逻辑控制技术。系统架构简明合理,逻辑层次清晰有效,投入运行一段时间后,在不同原矿品位前提下,都能实现稳定泡沫速率,减少精矿品位波动,提高回收率等指标优化,同时药剂添加量也有明显减少。这表明该系统运行效果良好,值得应用推广。

摘要：
针对七宝山铅锌矿石因露采易氧化、属鸡窝矿性质不稳定、原矿品位逐年下降、以及氧化铜析出等诸多因素导致铅锌回收率偏低的问题，在实验室试验研究基础上，工业生产中通过采取二段磨改造提高原矿磨矿细度、增加铅浮选硫化钠用量、调整铅浮选捕收剂混合用药、加强原矿配矿等措施，2017年和2018年的铅、锌回收率比2016年分别提高了0.86%、1.48%和2.97%、1.84%。

摘要：
本研究以含银铟难处理铅锌硫化矿物为对象,详细地研究了各种硫化矿单矿物的浮选行为。研发了一种低碱浮铅工艺生产流程,使用苯胺黑药与乙硫氮作选铅组合捕收剂,硫酸锌与亚硫酸钠作调整剂,在矿浆溶液pH 9.5的条件下,实现了铅银矿物与其它硫化矿物的高效分选。现场精选作业使用富集比高的浮选柱代替浮选机,有效提高了铅锌精矿及其伴生银铟的品质。新工艺取得了较好的生产指标：铅精矿含Pb 62.45%,Ag 2930 g/t,铅回收率85.86%,银回收率69.07%；锌精矿含Zn 46.78%,In 480 g/t,锌回收率达到90.06%,铟回收率71.32%。

摘要：
甘肃某极低品位氧化铅锌银矿，铅品位0.96%、铅氧化率37.50%，锌品位0.76%、锌氧化率32.88%，银品位207.66g/t，银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质，优先浮选产出铅精矿、混合浮选产出铅锌精矿，并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH，通过闭路选铅，获得了品位55.71%、回收率20.73%，银品位7476.81g/t、回收率14.39%的铅精矿；在闭路混选中，获得了铅品位17.61%、回收率为37.47%，锌品位23.64%、回收率65.67%，银品位5593.42g/t、回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时，实现了对低品位矿物的高效回收。

摘要：
为详细研究缅甸地区铁锡矿石的工艺矿物学性质,通过X 射线衍射图谱分析(XRD)、显微镜镜下观察等手段,对矿石的化学组成、物相组成、嵌布特征、赋存状态等工艺矿物学性质进行了系统的研究。结果表明,矿石中铁主要以独立矿物的形式赋存在磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿及菱铁矿中；锡主要以独立矿物的形式赋存在锡石中。该矿可通过弱磁粗选-再磨再选-浮选脱硫流程先选出铁矿石,再采用摇床重选为主,磁选和浮选为辅的联合工艺可有效地回收弱磁粗选尾矿中的锡石,最终实现铁锡矿的综合回收利用。

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680m3浮选机投入生产试运行已有一年有余，表现出来卓越的设备稳定性和分选性能。本文从680m3浮选机的浮选流体动力学角度出发，分别就浮选机在带矿运行过程总的充气性能、矿浆循环悬浮性能和气泡大小及其负载进行了测试分析。结果表明，680m3浮选机充气量可以达到1.1 m3·m-2·min-1以上，能够满足一般硫化矿大气量的生产需求，空气分散度在7以上，平均气含率约7%；不同深度浮选槽内矿浆浓度和粒级分布较为均匀，无明显分层现象。气泡表面积通量可达39.20 S-1。随着气泡的上浮，气泡负载而呈现上升趋势，最高可达3.37g/L。优越的浮选流体动力学性能充分地保障了其良好的分选效果。

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云南曲靖某氧化铅锌矿石含铅6.65%,含锌14.44%,铅锌氧化率均高于97%,采用不脱泥,硫化-黄药法优先选氧化铅,硫化-新型胺类捕收剂KM301再选氧化锌的原则工艺流程,闭路试验可获得铅精矿铅品位65.01%,含锌5.88%,铅回收率88.59%,其中矿泥(-20 μm)铅品位51.92%,铅回收率10.80%。锌精矿锌品位38.91%,含铅1.24%,锌回收率91.23%,其中矿泥(-20 μm)锌品位32.59%,锌回收率12.35%的试验指标。

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为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响，采用预先脱泥浮选工艺，对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究，对于预先脱泥浮选工艺，细泥脱除率为9.42%的情况下，能获得综合铜精矿品位为27.16%，脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业，铜的浸出率能达到94.30%，折算成全流程的铜的回收率就为12.02%，所以全流程的铜综合回收率为85.46%，与原矿直接浮选工艺对比，浮选综合铜精矿品位提高了3.88%，铜综合回收率提高了6.32%，充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后，在保证铜精矿回收率的同时，包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间，这也充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。

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为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用“磁选+浮选”联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明：在磁选磨矿细度-0.074mm含量占70%、磁场强度为4000GS、浮选磨矿细度为-0.043mm含量占80%时,硫化钠用量1000g/t,丁黄药用量150g/t,2^#油用量30 g/t的条件下,经一段磁选和“一粗二精二扫中矿返回”的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至 16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。

摘要：
本文收集了2022年国内核心期刊发表部分浮选药剂的信息，分硫化矿捕收剂、氧化矿捕收剂、调整剂、起泡剂和助磨剂、浮选药剂的结构与性能和废水处理六个方面介绍并略加评论。

摘要：
河北省某碱性长石花岗岩铷矿，稀有金属以铷为主，伴生有锂、铯、铌、钽。铷和铯以类质同象的形式赋存于钾长石和铁锂云母中，锂主要以铁锂云母形式存在。铌钽主要以独立矿物存在于铌钽铁矿中。采用“弱磁-强磁-浮选云母-长石石英分离”的联合选矿工艺流程，最终可获得Nb2O5品位3 241 g/t、Ta2O5品位1 091 g/t、Nb2O5回收率54.32%、Ta2O5回收率45.45% 的铌钽铁精矿。Rb2O品位11 941 g/t、Li2O品位25 220 g/t、Cs2O品位2 265 g/t、Rb2O回收率28.51%、Li2O回收率75.89%、Cs2O回收率54.77%的云母精矿。Rb2O品位2 276 g/t、Rb2O回收率54.58%的长石精矿以及SiO2品位98%以上的石英精矿。回收铷等稀有金属矿的同时，云母、长石、石英亦得到了分选回收与综合利用。

摘要：
本研究以四川典型稀土矿为研究对象，根据矿石性质，对试样开展了磁选试验、浮选试验、开路流程试验、闭路流程试验等大量研究工作，确定了“阶段磨矿--粗细分别高梯度磁选抛尾--磁选精矿浮选”联合工艺流程，以自行开发的DZY-10为捕收剂，获得了TREO品位为60.24%，TREO回收率为66.58%的稀土精矿，采用高梯度磁选和常温浮选工艺取到了良好的稀土选矿指标，为该类型矿石高效利用提供技术参考。

摘要：
云南某低品位单铜矿是玄武岩单铜硫化矿。根据该矿石性质及结合生产实际,通过工艺流程优化,碎矿效率提高8%左右；一段、二段分级作业量效率均得到明显改善,磨矿细度由原来接近80%下降至70%左右,水力旋流器分级效率增加,一段磨矿作业返砂比由199.17%下降至94.62%,二段磨矿作业返砂比由250.04%下降至168.64%,磨矿负荷大幅降低,更有利于加大原矿处理量；采用一粗两扫一精的优先浮选生产工艺,生产获得铜品位19.25%、回收率 85.27%的铜精矿,与优化前相比,铜金银回收率分别提高3.30%、8.67%和12.53%,药剂成本降低0.13 元/吨.原矿；每年可增加经济效益926.59万元。

摘要：
云南某高硫高铁铅锌矿含铅5.80%，含锌18.90%,含硫36.40%，属于复杂难选硫化矿，其中伴生贵金属银含量达80g/t。矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。通过对铅锌多金属硫化矿的浮选分离研究，采用“铅硫混合浮选—铅硫分离—尾矿再选锌”的浮选工艺流程，在磨矿细度为－74 μm占70%时，优化药剂条件与添加方式，获得良好的分选指标。获得了铅精矿铅品位58.37%，铅回收率86.02%，锌精矿锌品位为50.25%，锌回收率为94.38%，铅精矿含银430.9g/t,银回收率为44.84%，有价元素得到了有效回收。