立式螺旋搅拌磨在云南某铁精矿再磨中的应用

针对云南某选厂铁精矿,开展MLA测试和铁精矿再磨再选工艺试验研究。开展立式螺旋搅拌磨磨矿介质对比试验和修正的Levin试验确定最佳磨矿介质,表明1000 gФ8 mm的钢球磨矿效果最好,将物料磨至-38μm占90%时吨功耗为4.61 kW·h/t,比1500 g Bond标准球低7.27 kW·h/t。使用立式螺旋搅拌磨开展流程改造闭路试验,对比流程改造前后指标变化情况,结果表明改造后铁精矿细度达到了-38μm目占90%,相比于改造前上升了6.6个百分点,铁精矿品位上升至66.06%,相比于改造前上升了3.05个百分点,每年可增加1518.70万元的经济效益。

吉林某钼矿石选矿试验研究

吉林某低品位高含泥钼矿石中辉钼矿嵌布粒度粗细不均,形态复杂。为确定矿石的高效、低成本开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,Mo品位为0.081%的矿石在磨矿细度为-74μm占55%的情况下,采用1粗1精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得Mo品位为6.955%、回收率为91.83%的粗精矿;Mo品位为6.90%、含铜1.12%的粗精矿在再磨细度为-38μm占90%的情况下,采用1粗5精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得Mo品位53.79%、含铜0.17%、钼作业回收率94.44%的钼精矿。试验流程简洁、高效,可作为开发利用依据。

内蒙古某铅锌矿石选矿试验

内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位分别为1.62%、5.98%,伴生银品位为19.60 g/t,主要铅锌矿物方铅矿、闪锌矿嵌布粒度均较粗。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占75%的情况下,采用1粗2扫—粗精矿再磨后2次精选选铅、选铅尾矿1粗4精2扫选锌,中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铅品位为56.65%、铅回收率为83.85%、含银536.55 g/t、银回收率为65.70%的铅精矿,以及锌品位为47.74%、锌回收率为90.61%、含银44.66 g/t、银回收率为25.86%的锌精矿。试验确定的工艺流程可作为该矿石的合理开发利用流程。

内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石浮选试验

内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石矿物成分复杂,目的矿物相互嵌生,且粒度粗细不均。为开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段混合浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明,采用一段磨矿—1粗3扫混合浮选—混合粗精矿再磨—1粗3精3扫流程处理该矿石,最终获得了铜、钼、金品位分别为20.20%、0.797%、20.30 g/t,铜、钼、金回收率分别为为88.42%、80.39%、74.75%的铜钼混合精矿。

陕西某含铅钼矿石选矿试验

陕西某含铅硫化钼矿石中的钼铅矿物以原生硫化物为主,共生关系密切、嵌布粒度细微,对该矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,采用一段磨矿、1粗1扫钼铅混浮、钼铅混合粗精矿再磨、3次混合精选、1粗2扫2精钼铅分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了钼品位为52.32%、回收率为92.50%、含铅4.52%的钼精矿和铅品位为40.98%、回收率为70.42%、含钼0.43%的铅精矿。

高铝高硅铝土矿分段浮选脱硅研究

随着易选铝土矿资源的不断耗竭,细粒嵌布的高硅难选铝土矿成为重要原料。本文针对云南典型高铝高硅铝土矿,其含Al2O360.85%,SiO220.80%,铝硅比2.92,采用阶段磨矿阶段浮选脱硅工艺,研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等因素对降硅过程的影响。在粗磨细度为-0.074mm 70%时进行一段浮选脱硅,粗精矿再磨至-0.037mm 90%后进行二段浮选脱硅,最终闭路试验获得铝土矿精矿产率62.74%,Al2O3品位69.23%,含SiO210.32%,A/S为6.71,Al2O3回收率为71.79%的良好指标。本研究对我国高硅铝土矿资源的开发利用具有重要借鉴意义。

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳—铅锌硫依次浮选—铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。

西藏混合银铅多金属矿的选矿试验研究

西藏某银铅多金属矿矿石为典型的矽卡岩型铅锌银矿石,该矿石中主要有用金属矿物为方铅矿、闪锌矿、铅钒,贵金属矿物主要是硫化银矿、自然金。针对矿石性质,采用铅银部分混合-硫化锌-氧化铅浮选的工艺,使用新型药剂LW61为捕收剂,得到的小型试验指标为:铅银混合总精矿,含银4254 g/t,银回收率80.93%;含金4.05g/t,金回收率70.09%;含铅47.35%,铅回收率84.19%。锌精矿含锌53.36%,锌回收率74.59%。浮选技术指标较好,为该矿产资源的开发提供了技术参考依据。

难选铅锌银矿石的试验研究

浏阳含银难选铅锌矿多年来选矿生产指标不好。本试验在充分研究矿石特性的基础上,采用优先浮选粗精矿再磨的浮选工艺流程,利用BN-Y药剂,获得良好的选别效果。

艾砂磨在某铜矿选厂再磨中的应用

艾砂磨机具有高效节能、磨矿产品粒度分布窄、设备占地面积小、维修简便等优点。某铜矿选厂入选原矿中铜嵌布粒度较细,传统球磨机作为再磨设备浮选指标不理想,为此开展了以新型细磨设备艾砂磨机代替球磨机进行粗精矿再磨提升选别指标的浮选试验。结果表明,试样中主要可回收金属为铜和锌,含量分别为2.35%、1.24%;铜主要以原生硫化铜的形式存在,占总铜的87.23%,其次为次生硫化铜;锌主要以硫化锌的形式存在,占总锌的94.35%,极少数以氧化锌的形式存在;黄铁矿、黄铜矿和闪锌矿为主要金属矿物,石英、绢云母为主要的脉石矿物;矿石中黄铜矿与闪锌矿嵌布关系复杂,嵌布粒度较细,以微细粒结构的致密块状、浸染状为主;混合粗精矿采用艾砂磨机再磨至磨矿产品细度P80为40μm,经1粗2精2扫全流程闭路浮选试验,最终可获得铜品位为26.25%、铜回收率为78.07%的铜精矿,锌的回收率仅为10.54%,较好地分离了铜锌矿物;球磨机的磨矿产品在相同的浮选试验条件下,获得铜品位仅为18.54%、铜回收率为50.04%的铜精矿。研究结果对艾砂磨机在选厂中的实际应用具有一定的推广借鉴意义。

某选铁尾矿低碱度铜硫分离试验研究

针对某选铁尾矿矿石性质,进行铜硫混合浮选,混合精矿再磨后铜硫分离的选别工艺,以乙黄药+丁胺黑药为组合捕收剂,新型抑制剂DT-4与石灰为铜硫分离抑制剂,进行铜硫浮选试验,最终获得铜品位26.68%,回收率80.39%铜精矿;硫品位47.68%,回收率74.82% 硫精矿,实现了铜硫的分离及铜硫的综合回收。

大冶铁矿尾矿中铁矿物在线回收工艺与生产实践

简介了大冶铁矿选厂入选原矿性质与大冶铁矿选厂工艺流程,大冶铁矿尾矿中主要矿物含量、铁物相分析及粒度组成,进行了在线尾矿中铁矿物的回收试验研究。在大冶铁矿选矿尾矿中,虽然全铁品位较低且磁性铁占有率也较低,但采用中磁粗选富集-中磁粗精再磨-弱磁精选工艺流程可获得铁品位合格的铁精矿。根据试验研究结果建设了尾矿再磨再选回收系统,生产实践表明,年可回收铁品位62.50%以上的铁精矿0.96万t,年创产值816万元,年利润344万元,且1.72年收回全部投资。既提高了矿产资源的利用率,又创造了可观的经济效益,还带来了明显的社会效益。

浮选柱代替浮选机精选在大红山铜矿的试验研究

针对浮选柱结构简单、投资省、能耗低、浮选精矿富集比高的特性,大红山铜矿开展CPT浮选柱代替3次浮选机精选作业的生产工业试验研究,探索浮选柱替代3次浮选机精选后大红山铜矿的铜选矿回收率及精矿品位是否与小型分流试验一致,精矿品位及回收率是否得到提高。分为两个阶段进行,分别采用浮选柱和浮选机在粗精矿再磨和不磨的两种情况下进行铜精选作业,对比分析浮选柱与浮选机的精选效果。两个阶段的工业试验结果表明铜浮选精矿品位基本一致,而CPT浮选柱精选较浮选机3次精选的回收率下降了0.79个百分点的指标。从原矿性质及铜矿物浮选条件分析得到,大红山铜矿的岩石性质主要为铜铁伴生矿体,铜矿物主要为黄铜矿,易浮选,浮选药剂简单,而浮选柱对+53μm粗粒级矿物的回收不充分,作业率较低,不适宜大红山矿石的铜精选作业。试验结果可为相同矿石性质的矿山提供参考。

钼铜分离作业再磨位置的研究与实践

为降低钼铜分离尾矿中钼的损失（＋０．０７４ｍｍ占６０％），提高钼精选作业回收 率，对该段作业中的再磨位置进行了多次重复的小型试验，提出了将沿用１６年之久的钼 铜混合精矿先分离后再磨再精选的工艺流程，改为钼铜混合精矿先再磨后分离再精选的 工艺流程。工业试验证明，改造后的流程是成功的，在保证钼产品质量合格的情况下，使钼 精选作业回收率提高了３．９７％。

四川某硫化铅锌矿石铅浮选工艺优化研究

四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25^(#)黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。

高碱度分离高硫铅锌矿石工艺的研究与实践

凡口铅锌矿入选原矿属于高硫型铅锌矿石，矿物呈粗细不均匀嵌布，黄铁矿易浮，铅铁分离困难。通过试验研究，突破选铅pH值的限制，采用高碱度、细磨、混合捕收剂、快速浮选和新型抑制剂等技术，使选矿经济技术指标获得了大幅度提高，为分离高硫铅锌矿石提供了丰富的实践经验。

某多金属硫化矿石选矿工艺研究

介绍了某难选铜矿石的选矿工艺研究,试验采用半优先半混合的浮选工艺流程,并在混合粗精矿再磨作业采用活性炭脱药措施,强化了铜硫分离效果,获得了较好的选别指标。

CPT浮选柱精选小型分流工业试验研究

针对浮选柱对微细粒矿物浮选和提高精矿品位方面的优越性,结合大红山铜矿浮选工艺流程的简单灵活性,在大红山铜矿二选厂采用从生产流程中分流出一部分矿浆进行CPT浮选柱试验,结合精选尾矿MLA测试结果研究浮选粗精矿再磨和不再磨两种情况下取得的技术经济指标。与浮选机相比,获得粗精矿柱浮选不再磨流程精矿铜品位提高了1.00个百分点,铜作业回收率提高了0.45个百分点;柱浮选粗精矿再磨流程精矿铜品位提高了3.62个百分点,铜作业回收率提高了0.74个百分点。

石人沟铁矿现场铁精矿加工超纯铁精粉工艺探索试验

石人沟铁矿现场铁精粉全铁品位67.99%,杂质成分主要是Si,其次是Mg、Al、Ca等,-200目含量59%,铁在200~325目粒级有明显的富集现象。为确定该精矿进一步加工生产超纯铁精矿的可能性,进行了多种工艺可行性研究。结果表明:①试样再磨后进行4次弱磁选,可获得铁品位70.62%~71.66%的铁精矿。②试样脱粗后4次磁选机弱磁选,可获得铁品位71.75%的铁精矿及铁品位64.29%的普通精矿;2次磁选柱精选可获得铁品位71.55%的铁精矿及铁品位66.75%的普通精矿。③试样脱粗再脱泥后磁选柱2次精选可获得铁品位71.87%的铁精矿及铁品位66.36%的普通精矿。④试样直接磁浮选柱精选和脱泥后再磁浮选柱精选,分别可获得铁品位72.05%的磁浮选柱精矿及铁品位59.92%的普通精矿,铁品位72.19%的磁浮选柱精矿及铁品位59.82%的普通精矿;试样磨至-200目80%后直接磁浮选柱精选和脱泥后磁浮选柱精选,分别可获得铁品位72.04%的磁浮选柱精矿及铁品位57.01%的普通精矿,铁品位72.25%的磁浮选柱精矿及铁品位54.96%的普通精矿;试样磨矿至全部过200目筛并脱泥后采用磁浮选柱精选,可以获得铁品位72.38%的磁浮选柱精矿及铁品位57.20%的普通精矿。

某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究

以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿。混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选。实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜回收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想。