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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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%)。

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。

某低品位铜钼矿石浮选试验研究

某低品位铜钼矿石含铜0.62%、含钼0.028%,主要铜矿物为黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黝铜矿,主要钼矿物为辉钼矿,主要脉石矿物为石英和长石,其次为云母(黑云母,白云母,绢云母)和黏土类矿物(高岭石、变水高岭石等)。为了确定合适的铜钼回收工艺,在分析了矿石性质的基础上,采用铜钼混合浮选—铜钼混合精矿再磨—铜钼分离流程进行了试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1粗1精2扫铜钼混浮、混合精矿再磨至-0.074 mm占65%的情况下1粗4精2扫流程铜钼分离,最终获得铜品位为26.70%、铜回收率为87.23%、含钼0.071%的铜精矿,钼品位为47.59%、钼回收率为84.18%、含铜0.07%的钼精矿,较好地实现了铜钼的分离回收。

黑龙江省萝北县七马架石墨矿选矿试验研究

以黑龙江省萝北县七马架石墨矿原矿为研究对象,在矿石性质研究的基础上,进行磨矿细度、捕收剂煤油用量、起泡剂2号油用量及再磨细度条件试验。在最佳条件试验基础上,进行开路试验和闭路试验。原矿固定碳含量(质量分数)为8.36%,经过“1次粗选、2次扫选、7次精选、精矿阶磨阶选、中矿再磨再选”的闭路浮选流程,最终精矿固定碳品位为87.60%,回收率为89.52%。本研究可为同类型矿床选矿提供依据和参考。

河北某低品位难选铅锌矿选矿工艺优化研究

河北某低品位硫化铅锌矿在生产过程中存在铅锌产品互含较高的问题,严重影响了企业的经营效益。本文针对该铅锌矿石开展工艺矿物学研究,查明了矿石化学成份、矿物组成、赋存状态和嵌布特征,着重考察了锌浮选在入选粒度、抑制剂、活化剂等多个浮选因素,确定了最佳的工艺流程和工艺参数,推荐采用铅锌依次优先浮选、一粗二扫铅粗精矿再磨三精选铅流程、一粗二精二扫选锌流程。当原矿入选细度-0.074 mm占比为65%,铅粗选矿浆pH值为11~12时,铅粗精矿再磨细度-0.038 mm占比达到80%的条件下,采用硫酸锌+亚硫酸钠抑锌,乙硫氮为捕收剂优先浮铅,硫酸铜为锌活化剂,丁黄药为捕收剂浮锌的药剂制度,优先浮铅再浮锌的工艺流程对铅、锌进行回收,可实现铅品位58.63%、含锌5.92%、含银452.85 g/t、铅回收率78.36%、银回收率52.48%的铅精矿和锌品位52.34%、含铅1.28%、锌回收率72.15%的锌精矿,有效地解决了产品中铅锌互含较高问题,大幅优化了选厂的生产技术指标,预计经济效益可达4704.5万元/a。

广西某铅锌矿提高铅回收率试验及工业应用

为了提高广西某铅锌选矿厂的铅回收率及稳定指标,针对现场选铅流程循环量大的问题,经流程查定后确定以铅精选1尾矿为研究对象,在对方铅矿嵌布粒度及嵌布特征进行工艺矿物学分析的基础上进行了铅精选1尾矿再磨再选小型试验并对选厂生产工艺进行了磨矿工艺流程改造。结果表明:约有20%的铅矿物可以转化成铅精矿产品,再磨后铅精选作业循环量显著下降;经磨矿工艺流程改造后的选厂生产中,铅回收率可提高5个百分点以上,经济效益显著。

从某铜钼混合精矿中回收高品质钼精矿的工艺试验研究

以黑龙江某大型铜钼矿选矿厂Mo和Cu品位分别为6.39%和0.71%的铜钼混合精矿为研究对象,在工艺矿物学分析的基础上进行铜钼分离试验。结果表明:混合精矿中铜、钼金属主要以硫化钼和硫化铜形式存在,分别占97.77%和96.54%,铜钼金属矿物存在连生体,含铜矿物呈微细粒分布,这导致铜钼分离困难。。浮选试验表明,在再磨细度为-45μm占75.43%条件下,以巯基乙酸钠为抑制剂,Na2SiO3为矿泥分散剂,煤油为捕收剂,2#油为起泡剂,采用1粗4精3扫的铜钼分离工艺流程,获得了Mo品位和回收率分别为51.08%和86.28%,且Cu品位0.19%的钼精矿,可以满足特级钼精矿产品的质量要求。

国外某难选沉积岩型氧硫混合铜矿选矿工艺研究

对国外某矿床铜矿石进行工艺矿物学分析,发现矿石中有价元素为铜,含量2.17%。铜主要以孔雀石和辉铜矿的形式存在,这些矿物嵌布关系复杂,大部分以它形粒状、不规则状嵌布于脉石矿物中,部分孔雀石和辉铜矿粒度细小,且与褐铁矿三者之间嵌布关系较紧密;脉石矿物绝大部分为白云石,含量高达83.97%,矿石类型为沉积岩型氧硫混合铜矿。针对这一复杂难选的铜矿石,采用“先硫后氧”的工艺流程,使用硫化铜粗选精矿再磨工艺,并使用NaHS和(NH_(4))_(2)SO_(4)作为氧化铜矿的活化剂,(NaPO_(3))_(6)作为脉石矿物的抑制剂,最终获得了高品位硫化铜精矿(Cu 62.37%)和低钙镁含量(CaO+MgO 12.50%)的氧化铜精矿(Cu 30.08%),铜综合回收率82.47%,实现了对这类矿石的高效回收。

选铁尾矿中极低品位磷矿物浮选回收试验

某选铁尾矿由于矿石中磷、钛伴生有价元素含量很低,直接对其进行磨选,选矿成本高,影响其回收磷、钛的经济性;此外,矿石中存在较多的含钙脉石矿物和易浮易泥化脉石矿物,对极低品位磷矿物的浮选回收干扰很大,并影响磷精矿品位的提高。根据矿石性质,采用原矿原浆浮选—磷粗精矿再磨再选抛尾工艺进行了磷浮选回收试验研究,即首先在不磨矿条件下采用高效磷矿物组合活化剂(碳酸钠+BK116A)和磷选择性捕收剂BK410B浮选回收磷;然后磷粗精矿再磨再选后抛尾,实现了矿石中极低品位磷矿物的有效回收。闭路试验获得含P_(2)O_(5)30.10%、P_(2)O_(5)回收率87.61%的磷精矿。