某石墨矿中矿集中处理选矿新工艺研究

针对石墨选矿工艺流程存在再磨段数和精选次数多、能耗高、选矿浓度不易控制、石墨回收率低于85%等问题,流程考查表明,其主要原因是精选浓度偏高、中矿返回浓度低、精矿夹带连生体和脉石.采用中矿浓缩后单独再磨和中矿浓缩后返回来优化工艺流程.在原矿石墨品位8.23%时,获得了石墨精矿品位95.56%、回收率90.70%试验指标.在精矿品位大于95%的情况下,回收率比原流程提高10.87%,同时,磨矿和精选次数减少,保证了"大鳞片"石墨含量.     

四川某难选石墨矿选矿试验研究

为解决开发年代较久的四川某细粒难选石墨矿选矿技术经济指标较低的问题，在条件试验的基础上，对粗精矿再磨再选次数、低品位中矿的处理工艺、全闭路流程试验进行了研究。结果表明，对固定碳含量22.46%的试样，采用1次粗磨1次粗选1次扫选，粗精矿5次再磨6次精选，中矿1～中矿4合并再磨再选、再选精矿返回再磨1作业，中矿5～中矿7合并进入再磨2作业，最终获得了固定碳含量为90.47%、回收率为87.34%的精矿。     

浮选柱优化难选金矿流程的探索性试验研究

针对某选矿厂改造中存在的厂房空间有限、浮选机浮选时间不足的问题,展开多作业段的浮选柱适应性试验研究,以期在有限的空间条件下延长浮选时间,提升选矿效率。试验分别在中矿再磨再选、尾矿再选、三段给矿选别和精矿段四个作业段进行了试验研究。结果表明中矿再磨再选浮选柱流程可获得较高的精矿品位,但回收率较低;而浮选柱在尾矿再选试验中能够显著提升金精矿品位;给矿和精选作业段的试验中,浮选柱也能明显地提升金的回收率或是精矿品位。改造中可将浮选柱与浮选机组成"柱—机联合配置",从而提升选矿厂整体选别效率。     

云浮硫铁矿降低尾矿品位的工艺分析

根据云浮广业硫铁矿的多次选矿试验结果,探索了在保证硫精矿品位的情况下提高硫回收率、降低尾矿硫品位的工艺措施.分别对优先浮碳、精选Ⅱ中矿再磨再选和尾矿再磨再选流程进行了试验,提出了中矿再磨再选的可行工艺方案.     

马钢和尚桥铁矿石选矿试验研究

研究了和尚桥铁矿石的矿石特点,进行了矿石的高压辊磨试验研究。在此基础上,按阶段磨矿、阶段选别、细筛及筛上再磨再选和高压辊磨、阶段磨矿、阶段选别、细筛及筛上再磨再选,以及高压辊磨、3～0 mm粗粒抛尾、阶段磨矿、阶段选别、细筛及筛上再磨再选进行了选矿工艺流程的试验研究,分别取得了精矿品位64.87%~66.06%、回收率72.00%左右的较好指标。针对低品位磁铁矿矿石的特点,根据对工艺指标、运行成本和流程合理性的分析对比,推荐高压辊磨、阶段磨矿、阶段选别、细筛及筛上再磨再选和高压辊磨、3～0 mm粗粒抛尾、阶段磨矿、阶段选别、细筛及筛上再磨再选两个流程为和尚桥铁矿石合理选矿工艺流程。     

某锡石多金属硫化矿浮-重联合选矿试验

针对矿石性质,采用优先选铜再选硫—尾矿分级重选—分级重选中矿再磨再选—硫精矿重选、浮选、磁选-锡石粗精矿浮选工艺对某锡石多金属硫化矿进行研究,分析了锡矿石的性质,考查了工艺技术指标。结果表明,该联合工艺处理可以获得锡品位和回收率分别为68.73%、47.93%的锡精矿,铜品位和回收率分别为12.92%、77.14%的铜精矿,以及砷品位和回收率分别为36.90%和48.85%的砷精矿,较好实现了锡、铜和砷等有价元素的综合回收。     

重力选矿回收煤矸石中黄铁矿的可选性试验研究

采用摇床和旋流器对-2 mm煤矸石样品中的黄铁矿进行可选性试验研究。结果表明,单独使用摇床,采用粗选-中矿再选的分选流程,可以得到品位34.24%的硫精矿,回收率71.63%;摇床和水介旋流器联合使用,采用旋流器粗选-摇床精选-摇床中矿再选的分选流程,保证精矿品位不低于32%时,可以进一步提高硫精矿的回收率。     

青海某铜矿选铜工艺优化的试验研究

青海某铜矿是一种难选高硫多金属硫化铜矿,采用原设计工艺生产时铜回收率偏低。针对该矿石特性,试验采用新型捕收剂PLQ和丁黄混合用药方案,中矿再磨再选工艺,通过闭路试验获得了铜品位21.13%、回收率91.48%的精矿指标。     

四川某细粒含隐晶质石墨矿选矿试验研究

四川某石墨矿属于细粒含隐晶质石墨矿石,原矿品位较低,石墨颗粒细小,分离较困难一次粗磨一次粗选,粗精矿五次再磨六次精选的较佳开路试验流程的基础上,对中矿(1~4)进行单独的再磨再选,既能保证最终精矿固定碳含量又能提高固定碳的选矿回收率。通过闭路试验,可获得最终精矿产率为25.95%,固定碳含量为92.01%,回收率为91.14%的技术指标,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。     

四川某细鳞片石墨矿矿石性质及选矿试验研究

针对四川省某细鳞片石墨矿,开展矿石性质研究,发现矿石中石墨含量为12.50%,其中+100目鳞片石墨仅占20.38%,石墨多呈条带状分布且层间夹杂有黑云母、石英等脉石矿物,不利于石墨单体解离与选矿富集。通过浮选磨矿细度、药剂用量、中矿处理及流程试验研究,确定原矿经过一段粗磨一段粗选、两段扫选、粗精矿经过七段再磨八段精选、中矿分批集中返回的工艺流程,最终获得石墨精矿固定碳品位91.10%、回收率92.01%。研究结果为细鳞片石墨矿的开发利用提供参考。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

抚顺某磁铁矿石制备超级铁精矿试验研究

为了确定抚顺某磁铁矿石生产超级铁精矿的工艺流程进行了选矿试验。试验采用高压辊磨闭路辊压（湿筛）—粗粒中场强磁选—磨矿分级—弱磁选—预先分级—磨矿分级—弱磁选—浮选流程处理。在高压辊磨机工作压力为8.5 MPa、一段磨矿细度为-0.075 mm占65%，高品位铁精矿高频细筛筛孔宽为0.075 mm，塔磨再磨细度为-0.038 mm占90%，高纯铁精矿1粗2精阳离子反浮选，捕收剂十二胺分段添加量为16.37+8.18+3.27 g/t情况下，可获得:全铁品位为68.01%、全铁回收率为86.21%的高品位铁精矿；全铁品位70.95%、全铁回收率为42.32%的高纯铁精矿，全铁品位为65.40%、全铁回收率为43.89%的副产铁精矿；全铁品位为71.81%、全铁回收率为17.93%、酸不溶物含量0.14%的超级铁精矿，全铁品位为67.08%、全铁回收率为68.28%的副产铁精矿。     

提高永平铜矿铜精矿品位的探讨

提高铜精矿品位是永平铜矿选矿面临的主要技术问题之一。本文通过试验和实践总结后认为:提高一段磨矿细度能有效提高铜的浮选指标;中矿再磨不仅可以避免铜矿物的过磨,而且能提高铜精矿品位和铜回收率,建议进一步对中矿再磨方案进行深入研究;采用石灰+CTP或石灰+水玻璃强化铜硫分离,比较明显地提高了铜精矿品位;此外,使用新型高效的铜选择性捕收剂是提高铜精矿品位的有效途径。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

酒钢镜铁山竖炉焙烧矿选矿工艺优化研究

为解决酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧熟料采用磁滑轮预选-欠烧矿二次焙烧后抛废-磨矿-弱磁选工艺处理所存在的磨矿效率、精矿铁品位和铁回收率均较低等问题，进行了选矿试验研究。结果表明，原料破碎至0～5 mm后经粉矿干选，干选精矿磨矿-弱磁选，干选中矿二次焙烧-磨矿-弱磁选，最终可获得铁品位为58.31%，回收率为84.39%的铁精矿，粉矿干式抛尾产率为7.56%、铁品位为7.75%，需进行二次焙烧的中矿产率为18.03%。与现场生产指标相比，新工艺精矿铁品位高3个百分点左右，铁回收率高2个百分点左右。因此，新工艺是处理现场焙烧矿的合适工艺，具有节能减排、降本提质的效果。     

浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52％的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00％左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。     

大冶铁矿采用磁场筛选机精选提质工业试验

采用磁场筛选机对大冶铁矿选厂一次磁选精矿进行精选工业试验，经过500h运行，试验指标为给矿品位62.47％，铁精矿品位66.53％，比同期选厂生产精矿品位提高了1．93个百分点。试验证明，在选矿总回收率相近的条件下，采用磁场筛选机具有中矿再磨量少，磨矿粒度可大幅度放粗的优势，能经济合理地提高大冶铁矿的精矿品位。     

提高某微细粒铅锌矿选锌指标的试验研究

某铅锌矿含铅7.31%、含锌13.70%,含硫量高且含炭质,锌矿物主要以闪锌矿形式存在。闪锌矿与方铅矿、黄铁矿嵌布关系密切,嵌布粒度分布不均匀且整体偏细,为锌选别带来一定的困难。为改善锌精矿的粒度分布、优化锌选别指标,采用“快速分支浮选—中矿再磨精选”流程处理锌浮选给矿,开展了浮选时间、药剂制度和中矿再磨细度等条件试验。结果表明,新工艺流程处理后,最终可获得锌品位为53.88%、锌回收率为91.57%的综合锌精矿,较原工艺流程,锌精矿品位和回收率分别提升了1.56和1.13个百分点;锌精矿粒度分布明显改善,+38 μm含量由5.93%提高到22.50%,-7 μm含量由47.54%降低到29.41%。新工艺解决了原工艺流程锌再磨选择性不高、部分闪锌矿过磨、部分闪锌矿连生体无法充分解离的问题,也显著降低了再磨负荷。     

浮选中矿选择性分级再磨工艺机理研究

为了提高有色金属的回收率,中矿再磨是行之有效的方法之一。在某铜矿铜精矿品位不低于现场指标的前提下,综合应用Zeta电位、红外光谱等手段对中矿选择性分级再磨工艺机理进行研究,选择性分级再磨工艺可以不断循序渐进的对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环、大闭路磨矿,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性,使选矿回收率从86.12%提高至89.48%。