某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅分离浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差。矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难。对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:(1)铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;(2)采用重铬酸钾+LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;(3)原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)—1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)—1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标。该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考。

铲齿成形铣刀重磨误差的研究

提出了γｆ＞０的铲齿成形铣刀因重磨引起的廓形高度误差的计算方法，通过实例计算，分析了重磨误差的规律，并提出了减小重磨误差的措施。

铲齿成形铣刀重磨误差的分析和重磨前角的优化

本文先提出了γｆ＞０的铲齿成形铣刀因重磨而引起的廓形高度误差的计算方法，分析了重磨误差的规律。在此基础上又进一步提出了重磨前角的修正和优化。

袁家村铁矿再磨-强磁选脱泥-反浮选新工艺研究

袁家村铁矿生产流程中混磁精矿再磨溢流粒度较细、含泥量较高,仅经浓缩后直接进行反浮选,存在药剂成本高、浮选设备能耗高、精矿质量波动等问题。为解决上述问题,对再磨溢流(TFe品位42.70%)进行了强磁选脱泥-反浮选新工艺技术研究,采用平环ZH型三盘强磁选机可以抛出产率25.95%、TFe品位13.78%的尾矿,减少了入浮矿量,使入浮给矿TFe品位提高至52.84%。全流程闭路试验获得了TFe品位65.48%、回收率87.67%的铁精矿,与原生产指标相比,回收率提高了7.67个百分点。

江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。

金平某金矿浮选工艺优化试验研究

针对金平某金矿金精矿品位及回收率不高的问题,从流程结构、药剂制度、磨矿细度等方面开展试验研究。鉴于选厂之前的基础研究工作比较详实,本次试验在探索药剂制度、磨矿细度等条件时没有进行单一因素的试验,而是对不同的因素进行组合开展试验,最终选定合适的药剂组合进行闭路试验,闭路试验采用阶段磨矿阶段选别—中矿再磨工艺流程,即一段磨矿细度为-0.074mm占47%~53%,二段磨矿细度为-0.045mm占76%~80%,中矿再磨细度为-0.038mm占87%~93%,采用一粗两精三扫,中矿再磨一粗两精的闭路流程,获得金品位为54.69g/t、金回收率为91.25%的金精矿,指标较好,解决了浮选生产中存在的问题。

圆磨法滚刀重磨精度的研究

分析了引进技术生产的圆磨法滚刀的齿形重磨误差变化规律及与重磨角和工艺角的关系。