钨矿石磨矿动力学研究

建立和预测磨矿过程的产品粒度分布数学模型有助于指导选矿厂磨矿实践.文中在实验室条件下对柿竹园钨矿石进行不同磨矿时间的分批磨矿试验.结果表明,矿粒在0.1 mm及其以下粒级符合一阶磨矿动力学,在0.1 mm以上粒级符合n阶磨矿动力学.一阶磨矿动力学参数k与粒径d呈幂函数关系,其动力学方程为R=R₀exp[-（0.014 42+9.538 65d1.761 28）t];n阶磨矿动力学参数中,k与粒径d呈幂函数关系,n与粒径d呈对数函数关系,其动力学方程为R=R₀exp[-（-0.134 1+1.151 42d0.681 69）· t0.718 18-0.386 56lnd].利用建立的磨矿动力学方程计算出的理论值与磨矿实际结果进行比较,其吻合程度较高,为选矿厂通过调节磨机给矿量和分级机返砂量来控制磨矿产品粒度奠定理论基础.      

低金高硫铜矿石回收金选矿试验研究

铜硫矿中低品位伴生金由于难富集到计价品位而常被忽略回收。针对含铜1.84%、含硫11.09%、含金0.12×10^-6的低金高硫铜矿石,采用P10作为选铜金捕收剂,H₂SO₄作为选硫活化剂,丁黄作为选硫捕收剂,在低碱条件下,闭路试验可获得含铜20.98%、铜回收率为86.23%,含金1.2×10^-6、金回收率为74.80%的铜金精矿及硫品位为48.9%、硫回收率为74.47%的合格硫精矿,实现了铜、硫、金的高效综合回收。低碱度铜硫分离工艺使活化剂用量大为减少,有利于硫的综合回收,降低了选矿成本。     

新疆某白钨矿石选矿试验

新疆某白钨矿矿物组成复杂,WO₃含量为0.772%,95.85%的钨以白钨矿的形式存在,其他金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。白钨矿不均匀分布在脉石矿物中,以细粒为主,部分为不规则短条带状或不规则团状集合体。为高效回收矿石中的钨,在工艺矿物学分析基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1扫脱硫、1粗1扫常温浮钨、3次加温精选选钨、中矿顺序返回流程处理,可获得WO3品位为66.38%、回收率为83.40%的钨精矿。     

青海某贫硫金矿石选厂磨矿分级系统优化试验研究

由于青海某贫硫金矿选厂磨矿钢球配比偏大,操作参数不合理,导致了磨矿分级系统磨矿效率低、处理量小、磨矿细度不够等问题。通过实验室前期试验并经球径半理论公式计算,确定现场补加球大小和比例。采用JKsimMet软件模拟工业试验流程,寻找磨矿分级回路最佳参数,进行工业试验。试验结果表明:JksimMet软件可以较好地模拟现场磨矿分级回路,为现场优化提供参考和方案;一段磨处理量提高了6.5 t/h,球耗降低了14.29%,排矿细度增加了27.9%,P80降低了60.91%;二段磨排矿细度增加了31.3%,P80降低了13.31%,实现了磨矿效率提高,处理量增加,节能降耗的目的,磨矿分级系统得到了优化。     

硫酸铜在微细粒嵌布水淬铜渣浮选试验中的应用

云冶水淬铜渣中主要有价元素为铜和铁,其中含铜0.72%、含铁39.84%,伴生金银。铜矿物主要以单质铜、辉铜矿和赤铜矿形式存在,铁矿物主要以硅酸铁形式存在。铜矿物与铁橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度极细,属于极难回收的二次资源。为了回收该水淬铜渣中的微细粒级铜和金银等贵金属,采用阶段磨矿-阶段选别-混合中矿再磨再选的工艺流程,混合中矿再磨再选过程中加入硫酸铜活化使得混合铜精矿的品位和回收率均有明显改善,最终获得含铜20.27%、含金2.59 g/t、含银230.37 g/t,铜、金、银回收率分别为30.98%、35.61%和34.34%的混合铜精矿。     

磨矿浓度对磨矿产品粒度组成特性的影响

磨矿浓度是影响磨矿产品粒度组成特性的关键因素.根据柿竹园矿石性质,在实验室和工业试验中分别考察不同浓度下一段磨和二段磨的产品粒度组成特性.结果表明,实验室条件下一段磨矿浓度在75 %、二段磨矿浓度在65 %时能获得均匀性好、合格产品粒度粗和有用磨矿耗能低的磨矿产品质量.工业试验条件下一段磨矿和二段磨矿产品中合格粒级产率分别增加2.23 %和3.96 %、平均粒度分别加粗1.13 μm和3.8 μm,过粉碎分别减轻0.88 %、1.35 %,磨矿过程技术效率分别增加2.79 %、4.86 %,能耗利用率分别增加4.39 %、6.12 %.同时,分级溢流产品中合格粒级产率增加0.72 %,平均粒度加粗1.4 μm,过粉碎减轻6.76 %,分级溢流产品质量得到全面优化.对选矿厂而言,稳定磨矿浓度非常有必要.      

分级浓度对磨矿分级回路产品粒度分布的数值模拟

分级机工况参数变化对磨矿分级回路的影响过程较为复杂,难以建立数学模型进行分析。本论文利用高斯模型,对分级机补加水量与磨矿分级回路最终产品粒度分布进行了数值模拟,建立了两者之间的罗逊-莱蒙勒尔粒度特性方程。对该方程,通过MATLAB编程能够解出表征最终产品的γ-100+10μm(浮选合格粒级)、γ-74μm(细度)、γ-10μm(过粉碎)和Dp(平均粒度)质量指标值,并作出该方程的粒度分析曲线图。因此选择合适的分级浓度即调节分级补加水量,可快速预测最终磨矿分级产品粒度组成情况。     

梅山铁矿提高磨矿产品均匀性试验

由于梅山铁矿磨矿产品过粉碎现象严重,为了提高磨矿产品均匀性,选取梅山球磨4系列1段球磨给矿产品,在不同的磨矿时间、磨矿浓度、磨机转速率和钢球大小的条件下进行了磨矿效果试验。试验结果表明:合适的磨矿时间为3~4 min、磨矿浓度为70%~75%、磨机转速率为60%~76%。合理优化1段磨矿工艺参数后,与选厂2段分级溢流产品相比较,分选后铁精矿产率提高了4.93个百分点,全铁回收率提高了5.74个百分点,尾矿的产率降低了0.78个百分点,全铁损失产率降低了2.36个百分点,硫产率降低了6.25个百分点,尾矿产品-10μm粒级产率降低了16.24个百分点,中间粒级含量明显提高,不仅改善了磨矿产品均匀性,而且提高了后续分选指标。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。