改进浮选工艺流程提高选矿规模的研究

为了提高某选厂的处理能力,以追求选矿的规模效益,在对磨矿系统和浮选系统的设备未做任何改进的情况下,将选矿能力由600t/d提高到850t/d,但磨矿细度和浮选指标明显下降,其原因是浮选时间缩短,而非细度下降。在几乎未投入资金的情况下,仅对浮选流程进行了改进,即相对延长了浮选时间,使浮选指标较改进前明显提高,达到了提高选厂处理能力的目的。     

某低品位铜矿选矿工艺条件优化研究

某铜矿因原矿品位变低,选矿指标下降。为优化选矿工艺条件,对原矿性质、选别流程对比、磨矿细度、药剂制度等进行了试验研究。试验结果表明,优化磨矿细度和药剂制度,采用粗磨抛尾混合浮选工艺,可获得较好的主、伴生金属选矿指标:铜精矿品位25.4%,回收率89.95%;钼精矿品位46.87%,回收率76.15%;铜精矿含金4.14g/t,回收率76.59%;铜精矿含银43.0g/t,回收率72.39%。因此,粗磨抛尾混合浮选是某低品位铜矿适宜的选矿工艺流程。     

内蒙古某铅锌矿提高锌回收率试验研究与实践

内蒙古某铅锌矿是内蒙古境内的一座大型铅锌铜硫多金属矿山,因其矿石性质复杂,选厂生产中锌的回收率较低,特别是近年来随着原矿品位的下降,选矿回收率呈下降趋势。为此,对该矿石开展了磨矿细度和选锌作业药剂制度的优化试验研究。将试验研究成果应用选厂生产后,锌的回收率提高了3.38%,锌精矿品位提高了0.52%,取得了较好的选矿指标,提高了矿山经济效益。     

某矿山低品位钨矿浮选试验研究

为开发利用某矿山钨矿低品位白钨矿资源,为该矿选矿工程设计提供可靠的设计依据,对该白钨矿进行了磨矿细度和选别效果等一系列研究。试验结果表明,当磨矿细度-0.075 mm占46.85%~50.12%,采用800 g/t的Na_2CO_3、1 050 g/t的Na_2SiO_3和400 g/t的新型捕收剂BZ进行闭路浮选试验,最终可得到钨粗精矿WO_3品位8.04%,回收率高达92.63%的良好选别指标。     

某金矿全泥氰化改浮选工艺研究及实践

在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。     

提高红透山铜矿选矿回收率的研究

通过对红透山选矿厂选矿工艺现状及原矿性质的深入研究,根据有用矿物嵌布特性和对磨矿细度与金属回收率关系的研究,确定影响红透山选矿指标提高的主要因素是磨矿细度,进而对磨矿工艺进行了改进,以改变二段磨矿介质尺寸的方式,使磨矿细度提高3%～8%,铜、锌、金、银回收率分别提高了0.71、1.57、1.20、1.33个百分点。     

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。     

夏甸金矿浮选工艺优化研究及实践

改进夏甸金矿选厂选矿工艺,提高细粒包裹金矿石选矿回收率和金精矿品位.采用中矿返回再磨-优先富集流程,金的选矿回收率由93.71%提高到96.74%,金精矿品位由43.81 g/t提高到60.38 g/t,年新增利润322余万元,经济效益显著.     

东湾选矿厂改扩建初步设计方案研究

流程考察和工艺试验研究结果表明,在-74μm含量75%的较粗磨矿细度下提高处理能力,适当的浸出时间,可以达到最佳的浸出效果,同时可获得较好的浮选指标,从而提高金的回收率。改造完成后的选矿厂处理能力由原来的400t/d提高到500 t/d,选矿回收率由原来的81.06%提高到85.80%,吨矿综合成本下降了22.05元,创造了较好的经济效益。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

提高钼选矿回收率的试验研究

针对某钼矿选矿回收率偏低的问题,通过矿石性质研究和选矿工艺试验,确定采用柴油作捕收剂,提高磨矿细度,抛弃精扫尾矿,使得选钼回收率提高了1.9%。     

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。     

云南某磷矿选矿试验研究

云南某磷矿浮选厂的磨矿细度为-0.074 mm 75%左右,目前该选厂使用的浮选捕收剂获得的精矿回收率较低。针对此问题,本试验研究提出调整磨矿细度和更换浮选捕收剂的方案,将磨矿细度调整为-0.074mm80%左右,同时改用LX-918L药剂替代原来的捕收剂。在现有的磨矿细度和药剂制度下,采用一次粗选一次精选一次扫选的工艺流程,最终获得精矿中磷品位为31.09%,回收率为92.08%,氧化镁含量为0.8%的良好指标。与原生产指标相比,精矿中的氧化镁含量降低了12%,尾矿磷品位降低1.62%,精矿的回收率提高了2.81%。     

磨矿细度对辉钼矿浮选的影响

对三道庄矿区五种不同岩性钼矿石在进行物相分析的基础上进行浮选钼的试验,主要研究了钼矿石的矿物组成和辉钼矿的嵌布特征以及磨矿细度对选矿指标的影响。试验结果表明矿石中的辉钼矿主要呈薄膜状和叶片状,属于中细粒分布,且分布不均匀,因此采用"一段粗选、一段扫选"的浮选试验流程,得到最佳磨矿细度为65%。将实验室结论应用到工业化试验中,磨矿细度提高了5.09个百分点,电耗降低了1.12 k Wh/t,钢耗降低了0.0305 kg/t,钼回收率提高了0.83个百分点,钼精矿品位提高了0.78个百分点。     

某金矿石选矿试验研究

对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占97.52%,采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂,2^#油为起泡剂,丁铵黑药为捕收剂,通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验,获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 g/t、精矿产率9.20%、金回收率94.89%的选别指标。     

贵州某金矿石可浮性试验

为了掌握贵州某金矿石的可选性和对其后续开发利用提供参考依据，对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 85%的条件下，采用1粗1精2扫单一浮选工艺可获得金精矿含金102.58 g/t、金回收率为91.38%，含银292.50 g/t、银回收率为87.62%的选别指标，研究结果为该含金矿石的可浮性评价提供了重要的技术依据。     

某黄金选厂磨矿—分级工艺优化实践

针对紫金山西某金选矿厂磨矿—分级作业存在的磨矿效果差、分级效率低、易损件寿命短等问题,在分析格子型球磨机+水力旋流器的磨矿—分级工艺优势的基础上,采用格子型球磨机+多级筛+砂泵+水力旋流器的设备布置进行磨矿—分级作业改造,并增加除杂机除去碎钢球。改造后,磨矿—分级作业处理能力提高了16%,分级效率提高了35.48%,溢流细度由-0.074 mm60%提高到70%,磨机利用系数提高到2.16 t/(m3·h),全年平均浮选回收率提高0.36%,增加经济效益62.37万元,可供其他类似选厂参考。     

青海某微细粒嵌布磁铁矿选矿试验研究

为开发利用青海某微细粒嵌布磁铁矿,对其进行了选矿试验研究。试验结果表明：采用单一磁选工艺,即使将矿石细磨至-500目95%,也不能使精矿铁品位达到60%以上。而采用磁选-反浮选联合工艺,在最终磨矿细度为-400目80%时,可获得精矿品位为60.11%,铁回收率为60.20%的选别指标;在最终磨矿细度为-400目95%时,可获得精矿铁品位为67.42%,铁回收率为56.92%的选别指标。     

四川康巴难选铜金银矿综合回收选矿试验研究

四川康巴某铜金银矿含金1.40 g/t、银55.2 g/t、铜0.46%,矿石性质复杂,属难选氧化矿。为综合回收其中的有价金属,开展了选矿试验研究工作。在工艺矿物学研究的基础上,确定采用优先浮选工艺,产品方案为金精矿和铜精矿。试验考察了磨矿细度、药剂制度及流程结构对浮选指标的影响,最终获得金精矿含金79.86 g/t,银3114.07 g/t,铜6.03%;铜精矿含铜35.49%,金12.31 g/t,银553.88g/t。金、银、铜的总回收率分别为81.66%,58.60%和50.58%,分选指标良好,达到综合回收的目的,可为类似矿石高效选别提供借鉴。     

湖北某铜矿选矿工艺试验

湖北某铜矿为综合回收有价元素铜和钼,在矿石性质研究的基础上,对铜矿石进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在1段磨矿细度为-0.074 mm 74.5%,粗精矿再磨细度为-0.045 mm 78.5%,捕收剂Z-200用量为30~50 g/t的最优条件下,采用3粗1扫3精的试验流程,可得到精矿铜品位为18.79%、钼品位为0.19%、铜回收率为90.09%、钼回收率为40.33%的选别指标,达到了综合回收利用的目的。