硫酸铵用于高氧化率铜矿石的浮选

浪田坝选厂自投产以来,长期存在+74微米及-10微米粒级损失金属最多的问题,尤以-10微米粒级更为突出。今年我们在小型试验的基础上,用硫酸铵作为调整剂进行工业试验,通过22个班,处理矿石为7088吨的生产试验,铜的回收率提高5％,精矿品位提高2％,收到较为满意的效果。 (一) 矿石性质汤丹矿铜矿石氧化率较高,以今年一、二月份为例,氧化率约为72％左右。硫     

甲苄胂酸浮选锡矿泥试验

<正> 东波矿锡选矿厂原采用单一重选流程获锡精矿后,再用浮选脱硫、弱磁选脱铁,得到最终商品锡精矿,其锡回收率仅20—25%,有时甚至低达15%。为此,对原料中-37微米粒级锡矿泥,采用甲苄胂酸进行浮选富集,取得了较好的结果,初步估计,可提高总回收率10%以上。(一)原料性质原料来自本工区铅锌选矿厂的尾矿。原矿主要金属矿物为锡石、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、脆硫锑铅矿、磁铁矿;脉石为方解石、白云石、萤石、绿泥石、绢云母、石榴子石等。尾矿含锡0.22%左右,矿石粒度0.2毫米,其中-0.037毫米粒级占40—50%,锡占有率40%左右。锡石单体解离度90—95%。(二)试验从生产现场取-37微米粒级代表性试样,脱去—10微米粒级细泥后作浮选试料。闭     

从魁北克卡提尔采矿公司螺旋选矿机的新给矿-212微米粒级中回收铁的初步试验

做了半工业试验,试图减少加拿大魁北克省卡提尔采矿公司(Q.C.M)选矿厂螺旋选矿机一106微米粒级中的铁损失。螺旋选矿机给矿按-212微米筛分,分出粗、细两粒级,这些粒级在适当的分选条件下都可处理。与现有选厂平均-212微米物料相比,半工业试验工作结果表明,提高精矿品位3.2％,回收率提高了6.50％。精矿品位提高是最大的结果,因为这样分开粗、细粒精矿,可分开销售。过去由于-212微米粒级铁的含量仅为63.5％,因而不能出售,如这些成绩推到整个选矿厂,精矿品位提高1.0％,回收率提高3.7％。     

皮带溜槽在云锡各选厂的应用

皮带溜槽自1963年鉴定之后,二十多年来,在云锡各选厂逐渐形成了用水力旋流器分级脱泥,离心选矿机粗选和皮带溜槽精选组成的矿泥重选工艺,获得了广泛应用。使37～19微米粒级锡回收率由1960年的20.93%提高到1983年的33.3%,提高了12.37%;使19～10微米粒级锡回收率由基本上不能回收达到了9.72%,二者合计提高锡总回收率     

锡石粒度与可浮性研究

本文系统地研究了锡石纯矿物各粒级的可浮性。指出浮选粒级的上限和下限,各种捕收剂、活性剂和抑制剂的应用条件。研究结果说明,锡石粒度愈细,比表面积愈大,但各粒级的差比不均衡;苄基胂酸作捕收剂时,-2微米粒级的回收率在80%以上,而较好的浮游粒度是-100+20微米,锡石可浮粒级上限为-150+100微米,回收率为75.6%,下限可达2微米;混合粒级和单一粒级的浮选行为基本相似;锡石柱度愈细,对捕收剂的吸附量愈多,但各粒级间并非等比差异。     

离心选矿机用于锡矿泥的选别

云南个旧是我国主要的锡矿区。该矿区矿石绝大多数是难选的残坡积砂锡矿。采用云南锡业公司研制的离心选矿机选别上述矿区的锡矿泥,能获得满意的指标。对于锡矿泥而言,它的单机处理能力为30～35(吨/日·台)。当处理含 Sn0.2～0.6%的锡矿泥时,能获得富集比2.5～3.0,回收率80～85%的精矿。 10微米粒级的回收率75～90%,-10微米粒级的回收率可达到35～40%。     

低品位碳酸锰矿分级磁选试验研究

本文针对低品位碳酸锰矿粒度极细,多呈鲕状结构产出,完全解离困难,而碳酸锰矿又与磁铁矿密切共生的特点,采用分级磁选工艺流程,可获得相对较好的分选指标。进行了不同粒级分级磁选与直接磁选对比试验,条件试验及流程结构优化试验研究,确定了最佳试验方案。最终采用将矿石破碎至-10mm,-10+1mm粒级干磁磁选,-1mm粒级湿磁磁选,获得的技术指标为锰精矿Mn品位20.15%,Mn回收率91.42%的良好指标。     

钨矿泥选别流程试验

我国江西省小龙钨矿矿床系高温热液裂隙充填含黑钨矿石英脉矿床。钨矿物除黑钨矿外,还伴生有少量白钨矿。其他的金属矿物是黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、毒砂等。脉石矿物主要是石英。试验采用摇床选别 40微米粒级钨矿泥;对于40～10微米粒级,则用离心选矿机一浮选流程选别,两者都获得良好指标。当给矿品位0.64%WO_3时,可以得到38.75%WO_3的精矿,回收率64.71%。其中摇床、离心选矿机和浮选的作业回收率分别是50.14%、66.92%、96.70%;富集比分别是37.5、49.5、2.7。     

新疆某红柱石矿预富集试验研究

采用焙烧-选择性磨矿-分级的工艺流程对新疆某红柱石矿进行预富集,以提高其入选品位。进行了焙烧温度和时间、升温方式和降温方式、磨矿时间和填充率试验。结果表明,最佳试验条件为：焙烧温度800℃,焙烧时间45 min,升温方式为骤热,降温方式为慢冷,磨矿细度-0.074 mm占20.71%,磨矿填充率60%。在最佳试验条件下对+0.630 mm粒级和-0.074 mm粒级进行XRF和XRD测试,结果表明,红柱石在+0.630 mm粒级富集,含量提高了17百分点;脉石矿物在-0.074 mm粒级富集,红柱石含量降低了3百分点,红柱石的预富集效果较好。     

白钨矿与方解石或萤石的浮选分离

在白钨矿-方解石或白钨矿-萤石系统中进行浮选分离时,使用调整剂抑制一种矿物是必要的,对钙盐矿物浮选分离时,做为抑制剂的水玻璃使用最广,本文就使用水玻璃对白钨矿-方解石,白钨矿-萤石的浮选分离进行研究。实验使用的试样为纯白钨精矿破碎到200目～10微米的粒级。而方解石和萤石同样是纯矿物粉碎到200目～10微米。     

光电智能抛废技术在低品位铅锌矿的试验研究

为降低矿山尾砂产率,提高选矿整体经济效益,盘龙铅锌矿引进光电智能抛废分选机,对低品位铅锌矿石进行了预选抛废小型、扩大和工业试验研究.小型试验对+30～-75 mm粒级进行了抛废率试验,确定合理的抛废率为45%,此时铅、锌回收率分别为98.10%和94.77%;对不同粒级进行扩大试验,确定理想的分选粒级为10～75 mm,作业抛废率为45.95%时铅、锌回收率分别为97.68%和94.80%;对+15～-60 mm粒级进行了工业试验,取得20个班综合指标分别为作业抛废率41.20%、尾矿含铅锌为0.04%和0.21%、铅锌损失率为1.82%和2.56%,精矿含铅锌1.37%和5.82%,铅锌回收率分别为98.08%和97.44%.试验表明,光电智能抛废技术对盘龙铅锌矿低品位铅锌矿石分选抛废效果较好,可降低入磨矿石量,提高入选矿石品位,降低磨浮能耗,同时减少尾矿产率,缓解尾矿库库容压力,具有较好的技术、经济和环保效果,为实现"无尾矿山"创造了有利条件.     

湖南某白钨矿浮选试验研究

对湖南某白钨矿开展了选矿试验研究, 通过强化调浆-疏水聚团工艺, 调整白钨矿表观粒径, 可获得品位10.44%、回收率86.72%的白钨粗精矿。相比常规浮选, 白钨粗选段选矿回收率提高了2.09个百分点; 微细粒级(-10 μm)白钨矿回收率由64.74%提高至75.88%。     

SL型射流离心选矿机应用研究

离心射流流膜选矿过程及SL型连续排矿射流离心选矿机应用研究结果表明,分选大厂矿务局废弃的-10微米矿泥中的微细及超细粒锡石是相当成功的,一次富集比5—8。SL300型实验室试验, 5.6微米锡石回收率为89.16—92.11%,-5.6 3微米为70—77%,回收锡石粒度下限为3微米;SL600型工业试验结果大体相近,分别为83.33—85.76%、50.7—59.56%及3—4微米。     

梭罗沟金矿堆浸尾矿综合回收金试验

针对梭罗沟金矿堆浸尾矿存在回收率低,粒度分布不均匀,细泥含量较多的特点进行了堆浸尾矿回收金的试验研究。试验进行了分粒级全泥氰化浸出、堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出、堆浸尾矿炭浸法氰化浸出3种不同工艺的对比,及-10~0.1 mm粒级柱浸、-0.1 mm粒级全泥氰化浸出、-0.1 mm粒级炭浸氰化试验。试验最终确定采用堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出为最终工艺流程,同时确定了-10~0.1 mm和-0.1 mm粒级氰化浸出的最佳工艺参数,为该矿的生产实践提供了理论依据。     

新田岭钨矿X射线预选抛废研究

针对新田岭钨矿-60+10 mm粒级钨矿石,采用X射线分选技术预选抛废,研究了X射线预选产品矿石性质,并对预抛精矿产品进行了现场工艺条件下适应性试验研究,结果表明,预选抛废可提高浮选粗精矿品位。对选厂破碎系统工艺和产能进行了考查,在X射线预选针对中碎-60+10 mm粒级产品(产率78%)的作业抛废率达30%条件下,通过提高破碎作业处理量至1 305 t/d、中碎系统运转率由原来的29.36%提高至38.33%,可满足磨浮能力1 000 t/d要求。     

梅山铁矿精确化磨矿工业试验研究

为了提高磨矿均匀性和降低磨矿过程成本, 梅山铁矿选矿厂在四系列进行了精确化磨矿工业试验。结果表明, 与应用前相比, 二段分级溢流产品中平均粒度加粗10%;合格粒级含量提高1.82个百分点, 提高幅度为2.35%;-10 μm粒级含量降低了1.05个百分点, 降低幅度为6.91%。磁选尾矿中-10 μm粒级含量下降15.56个百分点, 降低幅度25.52%;平均粒度加粗0.06 mm, 加粗幅度150%。同时磨机功耗下降1.68 kWh/t, 钢球单耗下降0.1 kg/t, 磨机噪音下降2~6 dB, 磨矿矿浆温度降低0.5~2 ℃, 一段磨磨机衬板使用寿命估计可延长6个月, 二段磨磨机衬板使用寿命可延长1年以上, 折合降低磨矿成本1.70元/t, 取得了非常显著的节能降耗效果。四系列研究成果已经在其他系列同类型磨矿作业中推广应用。     

入料组成对细粒煤泥浮选的影响

为了研究+0.074 mm粒级煤泥粒度与含量对-0.074 mm粒级煤泥浮选的影响规律,提高-0.074 mm粒级煤泥的分选精度。分别将0.5~0.25、0.25~0.125、0.125~0.074 mm 3种粒级煤泥按不同比例添加入-0.074 mm粒级煤泥中,并进行了浮选试验、泡沫稳定性试验、精煤水回收率试验,研究了浮选入料组成对浮选泡沫稳定性、精煤水回收率及-0.074 mm粒级煤泥浮选指标的影响规律。     

钢板网介质在强磁选机中的应用

<正> 1978年以来,我们对新型高梯度介质——钢板网进行了研究,实验室及半工业试验表明,此种介质特别适于选别细粒弱磁性铁矿物。鉴于目前酒钢粉矿-29微米粒级中的铁分大部分进入尾矿流失的状况,我们与酒钢合作,1980年4月至9月将A-1型钢板网装入酒钢选厂1~#Shp-1000型强磁选机进行了工业试验。试验结果是令人满意的。A-1型钢板网的有效回收粒级下限可达20微米。用于粗选作业取得了优于齿板介质的选别指标,且其一次粗选所得结果与齿板介质     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

四川某锂辉石矿磨矿产品粒级优化试验研究

针对四川某锂辉石矿,在浮选入料粒度为-0.075 mm粒级占70%的前提下,系统研究了磨矿浓度、磨矿时间、介质充填率、钢球配比、药剂作用及磨矿介质类型等参数对锂辉石最佳浮选粒级(-0.106+0.038 mm)分布及品位的影响。实验室试验结果表明,通过调整磨矿浓度、介质充填率和钢球配比等参数,可有效提高-0.106+0.038 mm粒级含量和磨矿技术效率。在此基础上,添加碳酸钠可改善磨矿过程中矿浆的流变性,碳酸钠用量为800 g/t时,能进一步提高-0.106+0.038 mm粒级产率。在-0.075 mm粒级占70%条件下,球磨和棒磨获得的-0.106+0.038 mm粒级含量相近,但球磨产品中该粒级Li₂O品位更高,选择性磨矿作用更好。优化球磨参数后,锂辉石回收率可达95.92%,精矿品位为4.84%。