某金锑共生矿选矿试验研究

针对西部某典型金锑共生矿 ,研究采用一段磨矿单一浮选或阶段磨矿重选—浮选工艺流程 ,获得了产率 2 7.4 5 %～ 2 9.64%、含 Au2 2 .80～ 2 4 .65 g/ t、Sb5 6.35 %～ 60 .69%的金锑混合精矿 ,金和锑的回收率分别为 90 .89%～ 91.31%和 93.33%～ 94 .4 7%。本文简述了有关的试验结果     

云南某冶炼铜炉渣回收铜的试验研究

对云南某冶炼厂铜炉渣进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究。对比了捕收剂种类、配比及用量的作用效果,最终确定XT-53与丁基铵黑药组合药剂作为捕收剂,配比为1∶3,综合用量为80 g/t。进行了磨矿细度试验,在粗选磨矿细度-74μm 90%、粗精矿再磨细度-45μm 85%、粗选尾矿再磨细度-45μm 80%的磨矿条件下,采用阶段磨矿—阶段选别的工艺流程,可获得铜品位为25.20%,回收率为87.82%,金、银品位为0.80 g/t、136.8 g/t,回收率达到67.12%、67.36%的铜精矿。     

山东某铁矿选矿试验

为了高效回收利用山东某以磁性铁为主的铁矿石,在对矿石性质研究的基础上,进行了粗粒干式预选,对干式预选精矿进行了:一段磨矿—弱磁选—二段、三段连续磨矿—弱磁选—脉动永磁磁选,一段磨矿—弱磁选—二段、三段连续磨矿—弱磁选—磁选柱,一段磨矿—弱磁选—二段磨矿—弱磁选—三段磨矿—弱磁选—脉动永磁磁选,一段磨矿—弱磁选—二段磨矿—弱磁选—三段磨矿—弱磁选—磁选柱共4种工艺流程的对比试验。通过对不同流程试验结果的研究,推荐该铁矿石选别采用干式预选—一段磨矿—弱磁选—二段磨矿—弱磁选—三段磨矿—弱磁选—脉动永磁磁选的选别工艺流程,最终获得了铁精矿品位为65.03%、铁回收率为57.49%的选别指标,达到了高效利用该铁矿的目的。     

某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

赞比亚谦比希铜矿西矿体原矿磨矿工艺研究

针对赞比亚谦比西铜矿西矿体矿石特点,原矿含铜1.855%,氧化率5.35%,主要硫化矿为黄铜矿,原矿低品位废石占25.32%左右,氧化率高、含泥量大,原矿中-38.5μm含量高达36.69%,属易碎难磨矿石。磨矿工艺试验研究表明,一段磨矿最优条件为-74μm占85.25%;两段磨矿最优条件为,第一段磨矿细度为-74μm占72.73%,第二段磨矿后总产品细度为-74μm占98.60%。浮选试验结果表明,对于该矿石,两段磨矿工艺明显优于一段磨矿工艺,铜回收率至少提高3个百分点。     

微细粒嵌布金红石矿磨矿工艺的研究

四川某金红石矿含金红石4.21%,-10μm金红石占65.4%.试验表明,一段、二段、三段磨矿的合适磨矿浓度分别为55%,50%和44%.在此磨矿浓度下添加助磨剂,一段磨助磨剂合适用量为300g/t,二段和三段磨矿的合适用量均为500 g/t,一、二、三段磨矿的磨矿细度分别由7487%-1 9 μm提高到83.45%-1 9μm,由81.37%-10 μm提高到93.56%-10 μm,由84.43%-5 μm提高到96.78%-5 μm.     

梅岭沟铁矿石可选性试验研究

为了设计筹建内蒙古包头市固阳县选矿厂 ,对梅岭沟铁矿石进行可选性试验研究 ,采用一段磨矿—粗—精磁选工艺流程 ,在原矿含铁品位 38 5 0 %的条件下 ,获得含铁品位 6 3 80 % ,铁回收率 94 36 %的磁选指标 ,为选矿厂设计提供必要的依据。     

河北某钼矿选矿工艺试验研究

河北某钼矿含Mo0.1125%,含铜仅为0.0042%,其他矿物组分含量均较低,而钼矿物为辉钼矿。针对矿石性质,进行了工艺流程及药剂条件试验研究,试验结果表明,采用一段磨矿—一粗三扫三精—二段磨矿—三精—三段磨矿—三精的工艺流程,可得到钼品位和回收率分别为48.57%和80.31%的钼精矿,选别技术指标较好,为该地区钼资源的开发提供了坚实的技术支撑。     

KM-109用于某铜铅锌多金属复杂硫化矿的浮选试验研究

对某大型铜铅锌多金属硫化矿选矿生产工艺流程进行了局部改进:二段磨矿前增设分级作业、二段磨矿细度由-74μm85%提高到95%,同时用KM-109捕收剂代替丁基黄药用于混合精矿精选作业及铜、铅锌分离作业,铅锌混合精矿品位之和提高6.58%、回收率之和提高9.41%,铜回收率提高1.72%,伴生金、银回收率明显提高。     

某境外铁矿石选别工艺改造实践

根据某境外铁矿石的性质,考察了该铁矿石的选别工艺流程。将原来的一段磨矿,先浮选后磁选工艺流程改造为二段磨矿,磁选—浮选—磁选工艺流程。工艺流程改造后,球磨机的处理能力得到了提高,精矿中硫含量降到了0.4%左右,达到了选别要求,同时对一段磁选粗选后的尾矿回收硫精矿,提高了综合经济效益。     

甘肃肃北某铁矿可选性试验

甘肃肃北某铁矿嵌布粒度细,铁矿物分布粒度小于70μm;矿石中磁性铁矿物占64.29%,弱磁性铁矿物占30.68%,这给铁矿物的有效分选带来难度。针对该矿石特点,创新性的采用“三段磨矿—弱磁选—中矿强磁抛尾后焙烧—再磨弱磁选”的工艺流程进行选铁试验,结果为:铁精矿品位63.50%、回收率52.73%,铁富集物品位41.85%、回收率28.87%。尾矿品位降至8.25%。      

某赤铁矿选矿试验研究

对某赤铁采用"焙烧—1段磨矿—强磁选—2段磨矿—弱磁选"工艺,用无烟煤做还原剂,磁化焙烧温度为850℃,在矿样与还原剂的质量配比为50∶4条件下磁化焙烧45 min,1段磁场强度和磨矿细度分别为1 273.6 kA/m、-200目占58.78%,2段磁场强度和磨矿细度分别为80 kA/m、-350目占89.31%,最终得到的铁精矿品位为65.07%,产率为57.76%,回收率为70.30%。     

攀西某铁矿选矿试验研究

采用3种流程方案(一段磨矿一段选别工艺流程、阶段磨矿阶段选别工艺流程和粗粒抛尾-一段磨矿一段选别工艺流程)对某全铁品位14.34%的铁矿进行选别。试验结果表明, 采用粗粒抛尾-一段磨矿一段选别-浮选脱硫工艺, 可以获得含铁62.85%、钒1.21%、铁回收率48.45%、钒回收率72.32%的优质铁精矿。该流程具有工艺合理、流程简单、生产成本低等优点, 是处理该铁矿较为合理的选矿工艺流程。     

硅酸锆超细磨矿试验研究

研究硅酸锆超细磨矿工艺，采用三段开路磨矿流程、CXM—1000型超细搅拌磨机、d=1．8～2．5mm硅酸锆磨介体系、磨矿浓度62．5％，分散剂为碳酸钠0．4％和六偏磷酸钠0．5％、磨矿时间3h，可获得产品粒度-2μm85．7％。     

复杂锌多金属矿浮选试验研究

某锌多金属硫化矿嵌布粒度细,分离难度大。针对矿石性质,采用铜铅锌全浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm 95%,全浮选精矿再磨细度-38μm 95%条件下,闭路试验获得铜品位18.65%、铜回收率71.26%的铜精矿,铅品位51.34%、铅回收率67.50%的铅精矿,以及锌品位49.51%、锌回收率87.24%的锌精矿,研究结果为该矿产资源开发利用提供了工艺依据。     

张庄铁矿石提铁降硅选矿试验及超纯铁精矿探索试验

为将马钢张庄铁矿现场铁品位为65.52%的铁精矿中的SiO_2含量降低至4%,进行了张庄铁矿石的提铁降硅选矿试验。试验通过采用粗粒预选—一段磨矿—1次弱磁选—二段磨矿—1粗1精弱磁选—三段磨矿—1粗1精弱磁选工艺流程,可获得铁精矿产率37.35%、全铁品位68.97%、含SiO_2 3.70%的良好指标,可为现场技术改造提供参考。另将三段磨矿细度放细到-0.030 mm 90%的条件下,进行了用弱磁精矿生产超纯铁精矿的探索试验,采用反浮选工艺脱硅,最低可获得SiO_2含量0.26%、全铁品位为71.58%的高纯铁精矿。     

精选脱杂机在新疆某铁选厂工艺流程改造中的应用

新疆某铁矿选矿厂因入选矿石可选性降低,原选矿工艺流程出现处理能力降低、铁精矿品位不达标的问题。引进精选脱杂机进行工艺流程改造,分别考察一段磨矿工艺流程和二段磨矿工艺流程现场调试指标。结果表明:1一段磨矿工艺流程不仅铁精矿品位提高幅度很小,还降低了流程处理能力(对原矿);2二段磨矿工艺流程分别通过对精选脱杂机中矿进行再磨和对脱杂机给矿进行全磨以提高磁铁矿的单体解离度。最终中矿再磨工艺流程处理能力提高15.19%,铁精矿品位为62.14%;全磨工艺流程可提高处理能力14.12%,提高铁精矿品位62.39%。说明在满足设计指标的前提下,中矿再磨工艺适合提高流程处理能力,全磨工艺流程适合提高铁精矿品位。该选厂采用精选脱杂机进行二段磨矿工艺流程改造,可在保障生产的同时带来显著的经济效益。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

某微细粒赤铁矿选矿工艺研究

对某微细粒赤铁矿分别采用阶段磨矿—重选—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程和阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程进行了选别试验,前者获得的铁精矿铁品位为64.88%,铁回收率为79.91%,后者获得的铁精矿铁品位为65.45%,铁回收率为79.84%。从选别指标、流程结构及磨矿成本考虑,推荐采用阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程。     

某低品位铜矿磨机给矿预先分级——浮选试验

铜矿物过磨是浮选时铜损失的原因之一。磨机给矿预先分级—粗粒磨矿—合并再浮选工艺可在一定程度上减少磨矿过程中-10μm难选矿泥的产生,减少-10μm粒级铜浮选损失,从而提高铜的回收率。进行了某低品位铜矿的磨机给矿直接磨矿浮选与磨机给矿预先分级—粗粒磨矿—合并再浮选对比试验。闭路试验结果表明,控制铜精矿的铜品位相当时,磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率为89.87%,磨机给矿预先分级粒—粗粒磨矿—合并再浮选的铜回收率为91.19%,较磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率高1.32个百分点。