某铁矿选厂技术改造实践

<正>某铁矿设计规模100万t/a,年产铁精矿43万t,精矿品位67%,精矿水分10%,精矿粉细度-0.075mm85%,回收率89.5%,尾矿品位5%。由于矿石性质变化,精矿细度-0.075mm95%以上,品位     

李楼铁矿选厂浮选作业改进实践

安徽李楼铁矿选矿厂入选铁矿石铁品位为29.78%,94.83%的铁以赤褐铁的形式存在,镜铁矿和假象赤铁矿是主要铁矿物,磷、硫含量较低,属低磷低硫的单一酸性氧化铁矿石。原采用强磁抛尾-强磁提精-1粗3精1扫反浮选工艺流程处理该矿石,存在着浮选指标低于设计指标且不稳定、“强压强拉”和“液面翻花”现象严重的问题。经分析,采取调整浮选设备叶轮盖板至8~12 mm、优化浮选药剂制度的措施,初步稳定了浮选作业指标,较改进前尾矿铁品位降低7.5个百分点、浮选作业铁精矿回收率提高6.34个百分点,同时降低了药剂成本,但仍低于设计指标,需进一步优化调试。     

西部某铁矿选厂技术改造实践

西部某铁矿选厂铁精矿品位和回收率低于66.00%、87.50%的设计指标,需进行技术改造。在分析矿石性质和选矿工艺流程的基础上,查明了存在的问题。通过稳定给矿品位、调整操作参数、改善磨矿—分级作业等改造措施的实施,使铁精矿品位和回收率分别提高到67.50%、88.70%,选厂原矿处理量也提高了30万t/a,且改造投资较少,经济效益显著。     

金岭铁矿选厂混合浮选系统改进实践

金岭铁矿选厂混合浮选系统系列1和系列2原使用的浮选机存在故障多、有效容积小、搅拌效果差和铜、钴回收率偏低等问题,影响生产的稳定和经济效益的提高。通过采用CLF-8m3浮选机、XCF-8 m3浮选机分别代替原系列1和系列2粗、扫选使用的LCH-5 m3浮选机和精选XJK-2.8 m3浮选机,完善现场浮选机配置、应用自动控制系统,完成浮选设备的改进。改进后,系列1和系列2铜、钴回收率分别提高到69.76%、33.91%,浮选机故障率和生产成本下降,实现了减员增效,经济效益显著,改进效果良好。     

缅甸某难选锌氧化矿浮选工艺

作为典型的次生型难选矿物,锌氧化矿常以连生或者共生的形式与脉石矿物共存,其显著的特点是嵌布粒度细、杂质元素成分复杂且泥化程度高.本研究针对缅甸某高硅、高钙、高泥化率难选氧化锌矿进行了浮选实验探索.研究确定较优条件为:磨矿细度为-0.074 mm 85％;硅酸钠的添加量为600 g/t,硫化钠6.67 kg/t,十八胺1...     

提高安徽某镜铁矿选厂金属回收率的工业实践

安徽某镜铁矿选厂存在综合尾矿铁品位偏高、金属流失严重的问题,为提高金属回收率,该选厂进行了工艺优化研究。在试验研究的基础上实施了一段平底旋流器替代锥底旋流器、一段强磁选机介质棒直径由?4 mm改造为?3 mm、增加二段强磁扫选设备数量等工艺优化,精矿铁品位达64.52%,较优化前提高了0.47个百分点;综合尾矿铁品位由11.73%降至10.99%,下降了0.74个百分点;精矿铁回收率上升了3.64个百分点,年新增铁精矿5.44万t,年新增产值2 448万元,较好地实现了提高镜铁矿金属回收率的目的。     

某铁矿选厂工艺技术优化

针对某赤铁矿选厂实际生产运行时铁精矿品位较低而尾矿铁含量偏高的问题,在分析原矿性质的基础上,对两段磨矿分级—弱磁选—强磁选—强磁精矿1粗1精3扫反浮选选矿全流程进行考察,以查明问题原因。结果表明,因原矿性质相比设计时变化较大,磁性铁含量降低,赤(褐)铁增加到83.15%,造成一、二段强磁选作业处理量大幅增加,强磁选尾矿铁含量升高;二段旋流器溢流细度较粗(-0.074 mm 86%),导致反浮选精矿铁品位较低。提出加强研究原矿性质、合理配矿,一段、二段强磁选作业各增加1台强磁选机,改造二段旋流器给矿泵、增大反浮选给矿细度等优化建议,以改善选矿技术指标。     

齐大山选厂—选浮选作业给矿浓度自动控制的研究

根据齐选浮选的生产工艺条件和工艺机理，我们设计研制了浓度自动检测与控制系统。把检测来的浓度信号输入计算机，由计算机发出控制指令调节浓缩低流浓度。     

缅甸某难选锌氧化矿浮选工艺探索

针对缅甸某高硅、高钙、高泥化率难选氧化锌矿进行了浮选探索。在条件试验的基础上采用分步试验工艺,在磨矿细度为-200目占85%的条件下,经过两段分步浮选处理,获得一段精矿品位32.15%,二段精矿品位27.07%,综合回收率达84.77%的结果。     

某矿业公司三选厂铜系列浮选工艺流程优化改造

玉溪大红山矿业有限公司三选厂铜系列主要产品为铜精矿和铁精矿，自2012年2月份投产以来，生产运行平稳。随着入选铜原矿品位下降，铜精矿生产成本有所提高。为积极响应公司在不影响铜指标前提下降低生产成本，对铜系列浮选流程进行优化改造。     

某铅锌矿氧化矿浮选工艺研究与实践

通过开展小型试验,确定氧化铅的最佳浮选的药剂制度,指导实际生产,在工业生产过程中铅精矿品位和回收率都得到了明显的提高,取得了良好试验效果。     

德兴铜矿某选厂浮选自动控制系统

针对浮选系统自动化水平低、劳动强度大、生产效率低的现状,德兴某铜矿选厂升级改造原有浮选系统,采用浮选自动控制系统代替原来的人工操作。介绍系统的组成框架、系统功能、浮选液位和充气量控制策略,以及浮选自动控制系统的控制软件和相应的监控画面等。实际使用表明,系统运行稳定,控制效果良好,极大地减轻现场人员的劳动强度,提高现场的生产效率。     

某铁矿选厂改扩建方案探讨

某铁矿选厂为将处理能力由80万t/a提升为120万t/a,针对该选矿厂生产现状及选厂厂房布置情况,以节约投资成本、减少停产时间、缩短施工工期及优化工艺流程为原则,对选厂进行了改扩建方案探讨。经对比分析,最终改扩建最佳方案确定为:将原选厂处理能力提升改造为105万t/a,新建一个处理量15万t/a的小选厂的组合模式进行改扩建。改扩建后,由于厂房生产车间布置集中,顺畅合理,既节省了占地面积,又降低了基建投资,经济效益显著。     

某铁矿选厂磁选系列湿尾矿品位偏高原因分析

针对某矿山选厂综合湿尾矿铁含量偏高造成生产效益下降的问题,对采场和选厂生产流程各采样点矿样进行铁物相分析、选矿指标预测和工艺检查、磁选试验。结果表明,造成湿尾矿铁含量偏高的原因有:(1)部分采场出矿矿石性质不稳定,铁品位波动较大;(2)原矿非磁性铁含量偏高,磁性铁在选矿过程以贫连生体形式损失在尾矿中;(3)主要选矿生产设备没有出现"跑、冒、滴、漏"现象,排除了设备和人员因素的影响;(4)一段磁选前分矿箱分矿不均也会造成综合湿尾矿铁含量升高。分析结果对于控制磁选系列湿尾铁品位具有指导价值。     

提高某铜选厂回收率的新工艺浮选机理研究

对某铜选厂浮选工艺流程进行改造,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,采用新流程进行选矿试验。对比新旧工艺选矿结果,铜、金、银回收率分别提高了2.24,4.576,.69个百分点。对新旧工艺的中矿解离度、磨矿细度、药剂吸附量等进行研究,表明新工艺的中矿再磨工艺对中矿连生体解离效果明显;新工艺采用分段磨矿,分别解离粗、细嵌布粒度的矿物,有利于提高分选效果;新工艺精矿产品药剂吸附量较旧流程大,有用矿物的上浮概率增大,有利于回收率的提高。     

某选厂浮选尾矿浮选柱再选试验研究

某选厂赤铁矿浮选尾矿全铁品位在16%以上,为降低尾矿品位,开展了浮尾回收试验研究。首先通过磨矿、磁选条件试验,确定适宜的工艺参数。然后对磨磁后精矿进行了一粗两精两扫浮选机试验与一粗一精一扫浮选柱开路试验。试验结果浮选柱各项指标优于浮选机。对矿样进行一粗一精一扫闭路浮选柱试验,取得精矿TFe品位65.29%,浮尾TFe品位11.48%,精矿产率为56.18%,回收率为87.94%的良好指标。     

永平铜矿Ⅶ矿带高氧化率混合矿的浮选实践

永平铜矿Ⅶ矿带高氧化率混合矿约占露采总矿量的１０％，是影响选矿指标的重要因素，通过对其开展工艺特征的研究和可选性试验、配矿浮选试验，再结合分析现场操作实践，从而概括出入选矿石中配有Ⅶ矿带高氧化率混合矿的浮选操作要点。     

四川某高氧化率铅锌银多金属硫化矿浮选

四川某铅锌银多金属硫化矿氧化率达40%⁴5%,有用矿物种类繁多,结构构造复杂、嵌布粒度细,选矿难度较大,采用硫化—先铅后锌优先浮选工艺,成功实现铅锌银的有效分离回收。闭路试验可获得含铅47.66%、铅回收率为68.27%,含银2 239.4 g/t、银回收率为66.37%的铅精矿和含锌46.02%、锌回收率为70.78%,含银563.54 g/t、银回收率为11.84%的锌精矿,银总回收率为78.21%。     

某铁矿选厂生产调试与技术改造

因矿石性质变化,选厂选矿技术指标达不到要求。通过试验研究、流程考查、系统分析各段工艺参数,发现流程中存在的问题,并对一次磨矿分级、二次磨矿分级、渣浆泵、脱水槽、细筛、磁选机、脱水系统、供水系统分别改造,改进选别、筛分设备,使流程能适应处理不同性质的矿石,提高了回收率和处理矿量。     

庙沟铁矿选厂铁精矿增产实践

针对庙沟铁矿选矿厂铁精矿产率和产量下降的问题,通过改善磨矿效果、提高分级效率、加强尾矿中铁的回收等措施,提高磨矿处理能力2.48 t/(台·h),充分发挥了工艺设备潜能,实现了生产流程的精细化管理。在不降低铁精矿品位的前提下,铁精矿产量提高19 657 t/a,经济效益显著提高,有助于企业长远发展。