降低石墨微细鳞片含量的再磨工艺优化研究

对黑龙江某石墨粗精矿进行了立式搅拌磨机再磨试验。以陶瓷球为磨矿介质,研究了磨机转速、介质球直径、磨矿时间等工艺参数对石墨磨矿-浮选效果的影响。结果表明,石墨磨矿的优化工艺参数为:采用慢-快-慢交替的磨机转速,陶瓷介质球直径8~10 mm,磨矿时间5 min,在该优化条件下进行磨矿-浮选开路试验,获得了固定碳含量95.83%、-0.045 mm粒级含量24.51%、大鳞片(+0.15 mm)含量14.27%的石墨精矿。

甘肃某细粒铅锌矿工艺优化试验研究

甘肃某铅锌矿中铅品位为0.74%,锌品位为3.72%,为了实现该矿产资源的高效回收利用,针对铅锌矿物嵌布关系紧密,粒度较细,造成铅锌精矿互含量较高,影响浮选指标的问题,在原矿性质研究的基础上,进行了4种不同方案的工艺流程对比试验。试验结果表明:采用铅锌优先浮选—铅、锌粗精矿均再磨的工艺流程,最终获得的铅精矿铅品位为58.42%,铅回收率为79.95%,锌精矿锌品位为56.27%,锌回收率为93.05%。相较于方案2,锌精矿锌品位提高了3.03个百分点,锌回收率提高了2.75个百分点;相较于方案1现场生产工艺,铅、锌主品位提高,铅、锌互含量显著降低,锌回收率提高了4.15个百分点。

内蒙古某铜矿选矿试验研究

内蒙古某铜矿主要含以斑铜矿、辉铜矿为主的次生硫化铜,铜平均品位2.52%。根据该铜矿石的矿石性质特点,进行了铜的原矿粗磨选别-铜粗精矿再磨再选的条件研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合铜矿石粗选及精选的最佳工艺条件,原矿磨矿细度-0.074 mm、70%的条件下,活化剂Na_(2)CO_(3)+Na_(2)S用量分别为1 000 g/t和300 g/t,组合捕收剂丁基黄药和酯-112分别为150 g/t和110 g/t。再经一次粗选、一次扫选获得铜尾矿,粗选铜精矿再磨后再经三次精选,中矿顺序返回处理后,最终可获得铜品位为25.74%的铜精矿,且铜的回收率达到了87.30%。

缅甸某低品位复杂难选铁锡矿石综合回收试验研究

缅甸某低品位铁锡矿石含铁29.79%、锡0.495%,脉石成分主要为Si O_(2),主要有价矿物为磁铁矿和锡石,二者紧密共生,粒度较细。为确定该矿石的高效开发利用工艺,基于原矿性质研究,采用湿式弱磁选铁—锡石回收(摇床重选—摇床中矿再磨后高梯度强磁选除铁—摇床重选)—锡综合粗精矿浮选脱硫磁选除铁(弱磁选+高梯度强磁选)流程进行了选矿试验。结果表明:该工艺最终可获得锡品位57.956%、锡回收率69.08%的锡精矿,铁品位65.21%、铁回收率48.22%的铁精矿,硫品位46.35%、硫回收率38.31%的硫精矿,铁、锡和硫精矿所含杂质均未超标,总尾矿的锡品位降至0.153%,实现了铁锡矿石资源的综合回收利用。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

河北某低品位钴镍矿可选性试验研究

对河北某低品位钴镍矿进行了选矿试验研究,确定采用阶段磨矿、先浮硫化矿、后硫化浮选氧化矿的异步浮选流程,通过组合药剂抑制矿泥、再磨强化硫化效果等手段,最终得到钴品位2.00%、镍品位3.90%的硫化钴镍精矿和钴品位1.47%、镍品位2.73%的氧化钴镍精矿,钴总回收率达到了77.61%,镍总回收率达到了79.20%。实现了钴和镍的初步富集与回收,为钴和镍的进一步提纯奠定了基础。

甘肃某含砷高硫金矿浮选实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。某含砷高硫金矿中金矿物与黄铁矿、毒砂共生关系密切,在实际生产过程中精矿金回收率不理想。为提高精矿金回收率,同时兼顾精矿金品位,针对该矿物特点,通过系统条件实验、浮选时间实验和精选实验得到了浮选工艺参数和流程,继而开展开路实验和闭路实验,获得了较好的浮选指标。为进一步提升浮选指标,对浮选中矿进行再磨再浮实验,并对中矿再磨浮选尾矿进行氰化浸出实验,最终得到金选冶总回收率91.94%的满意指标。

辽宁某含金银铜硫矿选矿试验研究

辽宁某含金银铜硫矿石中主要硫化矿物为黄铁矿和黄铜矿,二者粒度粗细不均,且密切共生,金银均以微细粒为主。采用铜硫混选—混合精矿再磨—铜硫分离的试验流程进行试验,在一段磨矿细度-0.074 mm矿物含量占59.7%,再磨细度-0.074mm矿物含量占96.9%,铜硫混合浮选以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药为捕收剂,铜硫分离以石灰为抑制剂,乙基黄药为捕收剂。获得铜精矿铜品位为27.52%、铜回收率为83.46%,铜、硫精矿硫品位分别为38.48%和49.62%,铜、硫精矿硫回收率分别为13.89%和80.98%,硫总回收率为94.87%;铜精矿中伴生金、银回收率分别为50.70%和53.78%的效果。实现了铜硫分离与回收及伴生元素金、银的有效回收。

某铜矿提铜降硅试验研究

某铜矿经选别后所得铜精矿含SiO_(2)约26%,SiO_(2)品位过高会增加后续冶炼成本,但提高铜品位、降低SiO_(2)品位可能会降低铜回收率。为了能够更好地提铜降硅,开展了试验研究。结果表明:随着再磨细度的提高,SiO_(2)品位呈下降趋势,铜品位呈上升趋势,铜回收率呈先上升后趋于平稳趋势;在磨矿细度-0.074 mm占75%,再磨细度-0.023 mm占85%条件下,采用一粗二扫三精的闭路试验流程,可获得铜品位23.40%,含SiO_(2 ) 12.40%,铜回收率89.42%的铜精矿。

福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33%、含铜1.29%、含钼0.49%,铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿,开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究,铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程,铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11%、含金0.78 g/t、铜回收率65.9%的铜精矿,含钼39.49%、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0%的钼精矿,以及含锌49.53%、锌回收率99.0%的锌精矿,有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量,同时得到了铜精矿和钼精矿产品,实现了锌、铜、钼的高效分离。

云南某低品位斑岩型铜矿浮选回收试验研究

云南某大型斑岩型铜矿铜品位0.32%,伴生有钼,具有综合回收价值。采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程综合回收矿石中的铜和钼等金属。系统研究工艺参数条件如原矿磨矿细度、粗精矿再磨细度、捕收剂、抑制剂、起泡剂种类及用量等对铜回收的影响,并考察伴生金属钼、金和银的回收情况。结果表明,捕收剂PL307和起泡剂HCLL对铜浮选回收效果好,在原矿磨矿细度-0.075mm占比65%、粗精矿再磨细度-0.045mm占比90%、捕收剂PL-307用量120g/t、抑制剂石灰用量300g/t、起泡剂HCLL用量20g/t的最佳参数条件下,经过闭路试验可获得产率1.23%、铜品位22.84%、铜回收率87.79%的选矿指标,铜精矿产品含钼0.398%、金4.33g/t、银62.50g/,其中钼回收率为71.99%、金回收率为66.57%、银回收率为14.48%,伴生金属钼和金也得到了较好的回收,选别指标好。

玉溪矿业有限公司提高Ⅲ系列铜选矿回收率的研究与应用

针对玉溪矿业有限公司选厂现状和供矿性质,开展选矿流程考察、矿石工艺矿物学研究,通过引进FX610-GT旋流器、增加中矿再磨流程等手段对Ⅲ系列铜选矿流程进行改造,增加了矿石单体解离度,提高了矿石可选性,Ⅲ系列铜选矿回收率提高1%,取得了良好的经济效益。文章有一定的实用性,可为磨矿不充分、单体解离度低导致选矿回收率低的金属矿石提供了技术参考。

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。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

提高内蒙古某铜矿伴生银回收率试验研究

内蒙古某铜矿现场铜浮选采用一段磨矿,一次粗选、二次扫选、三次精选的工艺流程,铜银精矿含铜16.05%,含银788.40g/t,铜回收率89.19%,银回收率77.27%。通过工艺矿物学研究和浮选试验研究,确定一段磨矿,二次粗选、二次扫选、一精再磨、三次精选的工艺流程,最终闭路试验可获得铜银精矿含铜16.51%,铜回收率90.06%,含银852.30 g/t,银回收率81.49%,银回收率提高了4.22%,达到了提高铜银精矿中伴生银回收率的目的,伴生银得到充分综合回收。

某复杂高钼低铅矿选矿试验研究

西藏某高钼低铅矿石具有回收价值的矿物主要有辉钼矿、方铅矿,辉钼矿粒度悬殊,与石英、黄铁矿、方铅矿等矿物连生或被包裹,嵌布关系较复杂,方铅矿粒度较细,多产出于石英,现场工业生产采用常规“钼铅全混浮再分离”工艺,存在钼精矿和铅精矿产品互含高、金属回收率低、钼精矿品位较低等问题。因此,针对矿石性质,采用“优先选出部分高品质钼精矿—钼铅混浮—混合粗精矿再磨后精选—钼铅分离”工艺,以捕收能力强的新型捕收起泡剂酯-22为钼铅矿物捕收剂进行了全流程闭路试验,最终获得了钼品位49.82%高品质的钼精矿1和钼品位45.65%的钼精矿2,钼精矿钼总回收率为90.91%,铅精矿铅品位为46.08%、铅回收率82.58%,与“全混浮再分离”工艺相比,不仅钼精矿和铅精矿产品互含低,且能获得钼品位49.82%的高品质钼精矿,经济效益将大幅提高。试验结果为现场技术改造提供了依据,同时也为以后同类型矿石的回收提供了技术借鉴和参考。

某白钨加温浮选尾矿回收萤石试验研究

为综合回收某白钨矿加温浮选尾矿中的萤石资源,采用“磨矿-水置换浓缩-萤石浮选”工艺,在给矿CaF_(2)品位25.47%条件下,获得了CaF_(2)品位92.35%、回收率60.59%的萤石精矿。

复杂嵌布高硫铜矿分选系统优化研究

本文以安徽某高硫铜矿为研究对象,以现场生产过程问题为导向,基于试样的矿石性质基础,经过系统条件优化对比试验,获得了具比较优势的铜优先浮选-中矿再磨再选工艺。试验结果表明,相对于铜优先浮选-中矿顺序返回工艺,铜优先浮选-中矿再磨再选工艺可有效降低分选过程中中矿的循环累积,强化铜粗选分选效率,减弱易浮易泥化脉石影响,提高金属回收率及精矿品质等;在实验室条件下,相对于中矿顺序返回工艺,以中矿再磨再选工艺处理试样1和试样2时,过程循环中矿铜金属累积量分别降低3%、11%,总铜回收率分别提高了0.6%、0.2%,对于试样1表现出铜粗选作业回收率提高5%以上,试样2表现出选铜精矿铜含量提高3.6%以上。本研究为复杂嵌布高硫铜矿资源的高效分选提供参考。

选矿厂大型螺旋立式磨机的应用实践

螺旋立式磨机在国内外矿山选矿领域已得到广泛应用,为更好地发挥螺旋立式磨机性能优势,通过对磨矿浓度、工作电流、磨矿比功耗等主要工艺参数进行研究,确定了螺旋立式磨机工艺选型的科学研究方法,并介绍了螺旋立式磨机的结构、工作原理、选型试验和现场应用情况。某选矿厂生产实践表明,北方重工MLL1120螺旋立式磨机在入料粒度-45μm占比为35%的生产条件下,磨矿产品粒度-45μm的占比可达到86%以上,处理能力可达90t/h以上,满足现场钒钛磁铁矿提质改造选矿工艺的要求。

内蒙古劳根坝铜锌锡多金属矿选矿综合回收研究

内蒙古劳根坝铜锌锡多金属矿原矿的铜品位w(Cu)=0.96%,锌品位w(Zn)=1.80%,锡品位w(Sn)=0.502%,磁性铁w(mFe)=7.56%。根据原矿金属矿物嵌布粒度细、结构复杂的特点,采用铜锌依次优先浮选—粗精矿再磨—磁选—重选的工艺流程,经过实验室流程试验后获得的结果:铜精矿w(Cu)=23.99%(回收率77.79%),w(Ag)=698×10^(-6)(回收率40.67%);锌精矿w(Zn)=35.08%(回收率78.23%);铁精矿w(TFe)=63.88%(回收率27.58%);锡精矿w(Sn)=61.78%(回收率55.60%)。