配加蒙古精矿对球团矿性能的影响

对蒙古精矿在包钢624 m2带式球团的合理利用进行了全面研究。研究表明，随着蒙古精矿配比增加，球团矿品位提高，还原膨胀率增加，当配比小于20%时，还原膨胀率小于20.0%，主要是由于还原后球团矿矿物组成中析出大量金属铁，在浮氏体(FexO)转变为铁的阶段，铁晶粒自浮士体表面向外长出晶须，晶须的生长让晶粒产生位移或晶粒开裂，导致球团结构疏松发生膨胀。通过添加适量矽石，可显著降低球团还原膨胀率，当配加30%～50%的蒙古精矿时，可通过添加1.0%～2.0%的矽石，将球团还原膨胀率降低至20%以内，球团矿质量满足高炉冶炼生产要求。     

大连某金矿石可选性试验研究

大连某金矿石中Au、Pb为主要回收元素，金主要以包裹金、单体金的形式存在，分别占总金的4272%和4100%。为确定该矿石的可选性进行了选矿试验，结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占65%的情况下，以丁基黄药+乙硫氮为捕收剂，采用1粗1精2扫、中矿顺序返回流程处理，最终可获得金品位为3592 g/t、回收率为9421%，铅品位为3258%、回收率9766%的金铅混合精矿。     

铋精矿加压氧化氨浸高效分离铜、硫和铋

针对湖南柿竹园铋精矿火法冶炼过程中存在的成本高、低浓度SO₂和散烟排放污染环境、有价金属综合回收率低等问题, 以柿竹园铋精矿为原料, 提出了加压氧化氨浸分离铋与铜、硫的新工艺, 研究了氨水加入量、浸出温度、浸出时间、浸出压力及浸出液固比等因素对铜、硫、铋浸出率的影响。在氨水用量1.8 mL/g_铋精矿、液固比4∶1、釜压2.8 MPa、浸出温度160 ℃、浸出时间5 h、搅拌速度600 r/min的优化工艺条件下, 铜、硫浸出率分别达93.57%和92.87%, 铋不浸出并以氧化铋形态全部入渣, 实现了铜、硫与铋的高效分离。     

广东某复杂铜铅锌矿浮选试验研究

广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹，导致现场铜、铅、锌浮选分离困难，为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明：在选铜时，选用FK 1与DS组合抑制铅锌，可有效解决精矿的互含问题；在高碱工艺下，采用先铜后锌的优先浮选工艺，铜铅粗泡再磨后经2次精选，能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿，铅锌总含量为1023%，达到铜精矿四级品要求；采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿，获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂，试验流程结构简单，现场实施比较容易，可作为现场改造的依据。     

粗精再磨工艺在某高铜镍比矿石选矿中的研究及应用

本文通过对某硫化铜镍矿的矿石性质调查发现,随着矿石深度开采,矿石中铜镍品位的变化明显,铜镍比由原来的0.64提升到现在的0.9左右。随着铜镍比的增加,一段粗精矿的铜镍品位呈现下降趋势,对一段粗选精矿进行单体解离度分析发现铜镍矿物的单体解离度不够是造成精矿品位降低的主要原因。因此,对一段粗精矿进行磨矿细度、药剂添加等工艺条件的小型试验研究,试验结果表明:(1)相对于其他细度条件,在粗精矿再磨后,细度为-0.043 mm/ 80%和添加丁黄药20 g/t条件下,产生的铜镍精矿的产率、铜镍品位和回收率较高;(2)在粗精矿再磨后不添加捕收剂条件下,随着细度的增加,得到的铜镍精矿产率降低,镍品位和回收率也降低,原因可能是由于磨矿过程中有用矿物表面发生脱药所致;(3)闭路试验结果表明:相对于粗精矿不再磨(细度-0.043 mm /69%),在粗精矿再磨后(细度-0.043 mm /80%)和再磨后添加丁黄药20 g/t条件下,产生的精矿产率提高0.64个百分点,镍品位和回收率分别提高0.63个百分点和4.61个百分点,铜品位和回收率分别提高0.57个百分点和5.54个百分点。通过粗精矿再磨工艺工业应用实践可知:相对于应用前,产生的精矿镍品位和回收率分别提高了0.81个百分点和2.94个百分点,铜品位和回收率分别提高了0.30个百分点和5.85个百分点,同时,精矿中氧化镁含量满足冶炼厂对产品的要求。     

废石回收原矿选铜药剂工业优化试验研究

某选矿厂为实现铜资源的高效综合利用,从废石中大量回收原矿,导致原矿性质发生了较大改变,原矿综合铜品位降至0.5%左右。为保证选别质量,确保选厂生产顺利进行,对选厂混合原矿的性质进行了调查,调查结果显示,该选厂混合原矿的铜矿物含量较高,铜综合品位在大于0.5%,且大部分已单体解离。根据该混合原矿的性质,分别进行了选铜捕收剂优化试验,选铜抑锌优化试验,选铜抑砷优化试验,试验结果表明,对该混合原矿进行上述优化试验后,铜精矿中铜的品位可达23.66%,铜回收率可达91.52%,符合选厂要求,实现了铜资源的高效回收。     

改善硫精矿浓密机溢流跑浑试验研究

本文旨在改善某选厂硫精矿浓密机溢流跑浑问题,对生产现场进行勘察和分析,分析浓密机溢流跑浑的原因,并开展原矿配比和沉降试验研究。对采场原矿矿样和硫精矿矿浆进行系统的试验研究,分别采用不同沉降方案进行条件试验,考察絮凝剂种类、絮凝剂用量、pH调整剂用量、不同药剂之间的配比等条件对沉降的影响,确定合适的原矿配比及合理药剂制度,有效地控制金属在溢流中的损失,充分获取现有产品的蕴含价值。     

某钒钛磁铁精矿深度还原-磁选试验研究

以河北承德某铁品位为61.08%，TiO2品位为7.66%的钒钛磁铁精矿为研究对象，进行了钒钛磁铁精矿深度还原-磁选试验研究。考察了还原温度、还原时间、C/O摩尔比、CaCO3添加量对还原产物和分选指标的影响。在还原温度为1350℃、还原时间120min、C/O摩尔比2.5、CaCO3添加量为16%、磁选场强为85mT的条件下，可以得到全铁品位为87.19%、铁回收率为82.62%的磁性产品和TiO2品位18.76%、TiO2回收率为79.40%非磁性产品。由还原产物的金属化率与XRD分析得知，钛磁铁矿向铁氧化物、钛氧化物和金属铁的转化较难发生，适当增加CaCO3的用量，能促进钛磁铁矿向CaTiO3、铁氧化物和金属铁的转化。      

郴州某复杂硫化铅锌矿阶段磨浮试验研究

针对郴州某复杂硫化铅锌矿资源的性质特点,采用铅快速浮选后尾矿再磨再选的阶磨阶选工艺,较好地实现了铅锌的高效浮选回收。研究了磨矿方式、捕收剂和调整剂种类及用量等因素对该矿石浮选的影响,确定了最佳浮选条件,通过小型闭路浮选试验,得到了铅品位60.05%、回收率89.63%的铅精矿和锌品位47.01%、回收率88.14%的锌精矿。