湿式自磨机衬板的二次改进

我公司选矿设计能力年处理原矿33万t,两个系列。单系列采用1台MZSφ4000×1400湿式自磨机与FX-350旋流器组成一段闭路磨矿流程半自磨磨矿,投产后一个月即达到设计生产能力500t／d，磨矿细度-200目达到58％以上，铁精矿品位超过65％，满足市场铁精矿质量要求。但运行两个月后，由于简体衬板严重起拱变形，且提升条磨损较为严重，对简体衬板进行了第一次改造。通过二个完整运行周期，     

提高铜镍选矿厂生产能力的技术改造

在分析选矿厂工艺流程基础上,认为限制生产能力的主要环节是碎矿与磨矿两工序。基于现场的设备条件与配置情况,设计了新的碎矿与磨矿流程,合理调节了各段破碎比,确定了适宜的破碎工作制度,改善了粉矿仓中的物料偏析现象。各段磨矿均考虑了合理的最初装球方案与补加钢球方案,稳定给矿量与给水量,采用合理的磨矿浓度与分级浓度。调试表明,新流程运转稳定、连续、可靠,负荷平衡。经技术改造后,生产能力由原来的18t/d左右提高到42t/d左右;最终碎矿产品粒度由-40mm左右下降至-12mm左右。磨矿细度由-74μm占65％～70％提高到80％～85％;选矿厂综合电耗由91.58kW·h/t下降至52.4kW·h/t;浮选经多方案调试后,铜精矿品位由原12％左右上升至21.71％,铜回收率比原来增加5％～6％;镍精矿品位3.25％,镍回收率也比原来高5％～6％;经济分析表明,仅由于生产能力的提高,选矿厂年盈利8～10万元。     

加长φ3.2×3.1米球磨机

<正> 篦子沟铜矿选矿厂使用φ3.2×3.1米球磨机与φ2.4米高堰式双螺旋分级机组成闭路磨矿流程。当日处理900～1000吨矿石时,磨矿细度只能达到-200目占60～65％,铜回收率95.40％。为了使磨矿细度达到-200目占70％以上,以提高选别指标,我们把φ3.2×3.1米球磨机加长,成为φ3.2×4.0米球磨机。实践表明,φ3.2×4.0米球磨机磨矿细度达到-200目占73％,回收率提高了0.63％,见下表。     

李家湾铜矿工业试验获得好指标

<正> 李家湾铜矿是以铜、金为主的多金属矽卡岩热液矿床。选厂于1989年建成投产,日处理矿石量为500t。现场生产工艺流程为原矿磨矿细度55～60％-0.074mm,一粗一扫二精流程。1991～1992年5月平均生产指标为原矿品位:铜1.084％、金0.707g/t:银11.34g/t,铜精矿品位24.95％,铜回收率93.13％,金回收率76.76％,银回收率84.03％。我院于1992年6月在该矿进行了工业试验,采用现场生产流程。磨矿细度提高到65～70％-0.074mm,采用丁黄药和丁基铵黑药混合捕收剂、多段加药等项技术措施,当原矿品位为铜1.128％、金0.728g/t、银11.89g/t时,获得铜精矿品位25.975％、铜回收率95.82％,金回收率81.91％,银回收率     

黄金选矿厂磨矿细度优化模型研究与应用

磨矿细度会影响选厂的许多指标,对于选矿回收率的影响尤其复杂,为了量化描述磨矿细度对其他指标的影响,追求经济上最优的磨矿细度,采用线性回归、BP神经网络等分析方法,建立了磨矿细度与选厂小时利润间的数学模型,将模型应用于某黄金选厂的磨矿细度优化中,计算出了最优的磨矿细度,验证了模型的可行性。研究结果表明,BP神经网络可以很好地解决磨矿细度与选矿回收率之间关系难以准确描述的问题,对于该选厂,将磨矿细度(-200目含量)从50%提高到55%,磨矿成本增加0.44元/t,处理量下降3.7 t/h,回收率提高0.69个百分点,年增加税前利润430万元。     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

浮选方法提高三水铝石铝硅比的研究

以印尼的三水铝石型铝土矿为原料，氧化石蜡皂和塔尔油作为捕收剂，碳酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠等作为调整剂，通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量、浮选浓度等多因素条件试验，探讨正浮选方法提高三水铝石铝硅比的影响因素和适宜工艺条件。试验结果表明，当磨矿细度75％-200目时，碳酸钠用量4 000 g／t、水玻璃2kg／t、六偏磷酸钠250 g／t、捕收剂用量700 g／t、浮选矿浆浓度28．57％，精矿回收率达到63．49％，精矿铝硅比达到11．18。     

冶炼废弃渣综合回收金银新工艺实验研究

为综合回收二次资源,对冶炼废弃渣进行实验研究.渣中金品位为587.15 g/t,银品位为7.80％,具有较高的回收价值.实验采用磨矿-预先筛分-快速浮选-常规浮选新工艺,磨矿细度-74 μm 90％,采用154μm隔筛预先筛分,快速浮选条件为硫化钠用量为500 g/t,硫酸铜用量为200 g/t,戊基黄药用量为100 g/t,酯11用量为50g/t.闭路实验最终可获得金品位为1180.96 g/t,金回收率为94.21％,含银品位15.76％,银回收率94.81％的总精矿,可实现废弃渣的综合利用.     

湿式半自磨流程在归来庄金矿的应用

山东黄金归来庄矿业有限公司原有两座生产能力为500t/d的选矿厂,均采用两碎两磨碎磨工艺。破碎系统采用两段开路破碎工艺,粗碎采用1台PE400×600型颚式破碎机,细碎采用2GP1212PT型对辊破碎机,最终给料粒度控制在15mm以下。磨矿采用两段闭路磨矿流程,一段采用1台MQG2130格子型球磨机,磨矿细度-0.074mm占60%～65%;二     

包钢选矿厂5系列磨矿工艺流程改造的探讨

根据包钢选矿厂5系列磨矿工艺流程改造的实践经验，分析了5系列磨矿流程改造的3种技术方案，并从中选择出应用于实际生产中的最佳方案。经过磨矿工艺流程改造后，在确保现有生产能力不变的前提下，最终磨矿细度控制在—200目占90％以上，流程改造取得令人满意的磨矿指标。     

缅甸某金矿重选-浸出选矿试验研究

鉴于缅甸某金矿性质及当地矿山实际情况,开展了尼尔森重选-尾矿氰化浸出试验条件研究。结果表明,当采用三段不同磨矿细度,三段尼尔森GRG重选流程,可得到金品位为292.91 g/t、回收率为59.86%的重砂精矿,以及金品位为6.45 g/t、回收率为40.14%重选尾矿,同时也节约了磨矿成本。重选尾矿氰化浸出较佳条件为磨矿细度-0.045 mm 78%、矿浆浓度40%、石灰用量1.5 kg/t、氰化钠用量4.0 kg/t、浸出20 h,金作业回收率为93.18%。采用尼尔森重选-尾矿氰化浸出联合流程,金的总回收率可达到97.26%。     

转炉渣阶段磨矿阶段选别铜指标优化试验研究

针对某公司转炉渣难选的特点,在考察及分析选矿厂原有工艺的基础上,开展现有流程的阶段磨矿阶段选别试验研究,确定了最佳的磨矿细度及药剂制度:一段磨矿细度为-0.074 mm占70％,捕收剂L-35用量为90 g/t,起泡剂2号油用量为65 g/t;二段磨矿细度为-0.045 mm占90％,捕收剂L-35用量为45 g/t,...     

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。     

提高某铜矿伴生金回收率的试验研究

黑龙江多宝山铜矿属大型斑岩型铜矿,日处理量达85 000t,其中伴生组分金的品位为0.1g/t左右,在大体量下具有回收价值,年产金可达2t。该矿石中伴生组分金的嵌布粒度较细,绝大部分金的嵌布粒度在-0.038mm,-0.038mm粒级中的金占64%,回收金对磨矿细度要求较高。针对该矿石,通过磨矿细度、pH调整剂及捕收剂种类试验,最终将磨矿细度控制在-0.074mm占68%～72%,采用石灰作为调整剂将浮选pH控制在11左右,硫化钠为调整剂,Y89+丁基黄药(1∶4)为组合捕收剂,松醇油为起泡剂,水玻璃作为精选脉石抑制剂,经一粗三精三扫+粗精矿再磨浮选流程后获得Cu品位为20.96%,Cu回收率为90.15%,其中Au品位为4.37g/t,Au回收率为76.55%的铜精矿,与原药剂制度相比,金回收率提高5～6个百分点,但Cu的回收率不受影响。     

含碳砷低品位氧化金矿石磨矿-全泥氰化浸出工艺研究

根据安徽绩溪含碳砷氧化金矿石的特性,采用磨矿-全泥氰化浸出工艺对含金量为1.35 g/t的低品位金矿石进行提炼。在对磨矿细度、浸出矿浆浓度、浸出时间、氰化物用量、调整剂种类优化的基础上,确定金矿石最佳浸出条件。在磨矿细度为95%、浸出矿浆浓度为33%、浸出时间为24 h、KCN用量为5 kg/t、NaOH用量为3 kg/t、矿浆pH值为11.5时,金的浸出率达87.41%,回收率较高。     

提高硫回收率的生产实践

<正> 黄沙坪铅锌矿选矿厂设计规模为1500吨/日,设备生产能力可达2000吨/日以上,生产铅精矿、锌精矿和硫精矿三种产品。矿床属铅、锌、黄铁矿多金属硫化矿矿床。选矿采用一段磨矿、等可浮浮选流程,一段磨矿细度-74微米64—70％。原矿品位铅3.6％、锌5.8％、硫14.5％。近年来,铅精矿品位、铅锌回收率都达到了较理想的水平,其中铅精矿品位大于71％,铅锌回收率分别大于90％和91％。硫的回收率前几年徘徊在45％左右,为此,我们在生产中不断探索,在原有等可浮流程的基础上,改善硫的浮选条件,使硫的回收率近两年达49％以上,每年多增产值50多万元。我们的具体做法如下。     

内蒙古某金矿尼尔森重选—低氰浸出试验研究

内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg。为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工 艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响。结果表明：①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。     

某赤铁矿选矿试验研究

对某赤铁采用“焙烧-1段磨矿-强磁选-2段磨矿-弱磁选”工艺，用无烟煤做还原剂，磁化焙烧温度为850 ℃ ，在矿样与还原剂的质量配比为50：4条件下磁化焙烧45rain，1段磁场强度和磨矿细度分别为1273．6kA／m、-200日占58．78％，2段磁场强度和磨矿细度分别为80kA／m、-350目占89．31％，最终得到的铁精矿品位为65．07％，产率为57．76％，回收率为70．30％。     

西昌三圆石材厂废料中高钪矿物的浮选试验

随着社会的快速发展,钪资源已经成为重要的战略资源。目前,可供直接利用的资源殆尽,所以利用选矿富集的方法成为资源有效利用的关键。西昌三圆石材废料中Sc2O3品位为68g/t,达不到生产要求,因此需要对矿石进行富集回收。工艺矿物学研究表明,辉石和角闪石中Sc2O3的含量相对较多,二者是选矿回收的主要载钪矿物。本文通过磨矿细度、捕收剂的pH试验和药剂用量试验,确定采用“一粗一扫一精,精选尾矿再扫”的浮选流程；最终在磨矿细度为-200目占95%；粗选油酸钠用量250g/t,氢氧化钠用量2200g/t；扫选油酸钠用量150g/t,氢氧化钠用量500g/t的条件下,获得Sc2O3精矿品位为79.75g/t,回收率为65.11%的较好指标,旨在为钪的回收利用提供一定的借鉴意义。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。