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。     

某铜冶炼渣选铜试验研究

某铜冶炼渣含铜1.13 %,工艺矿物学研究表明铜主要以类黄铜矿、类斑铜矿、类铜蓝以及金属铜的形式嵌布于该铜冶炼渣中。为高效回收其中的铜,进行了浮选试验研究。结果表明:在磨矿细度为≤0.045 mm占85 %的情况下,以酯-105作为捕收剂,硫化钠作为活化剂,采用二粗三精二扫的浮选工艺,获得了铜品位和回收率分别为18.10 %和87.46 %的铜精矿。      

某铜冶炼炉渣中铜的回收试验研究

某铜冶炼侧吹渣铜含量为 1.09%,转炉渣铜含量为 5.98%,侧吹渣和转炉渣按 5∶1 配矿后铜含量为 1.91%。为研究影响炉渣高效回收的因素和工艺条件,对炉渣进行条件试验。试验结果表明：自然缓冷时间和磨矿细度对炉渣回收的影响很大,延长自然缓冷时间、提高磨矿细度以及中矿再磨有利于炉渣中铜的回收。侧吹渣自然缓冷 8 h,转炉渣自然缓冷 36 h,磨矿细度在-0.045 mm 占 85% 的条件下,经过一粗二精二扫和中矿返回再磨的流程后,可获得铜品位为 21.35%、回收率为 90.01% 的铜精矿。     

安徽某金铅锌硫化矿选矿新工艺试验研究

针对安徽某金铅锌复杂多金属硫化矿选矿指标较低、药剂制度复杂且用量大等问题,分析了原矿的矿物组成及矿石性质,并开展了大量探索性试验,最后提出采用磁选脱除磁黄铁矿-金铅混合浮选-金铅分离浮选-尾矿活化选锌的原则流程处理该矿石。结果显示：闭路试验可获得金含量为43.68×10-6,回收率为46.12%的金精矿;铅精矿中金含量为162.00×10-6,回收率为35.39%,铅含量为38.53%,回收率为72.24%,金的累积回收率达81.51%;锌精矿中锌含量为42.79%,回收率为67.51%。与原有选矿工艺相比,新工艺不仅提高了选矿指标还大幅减少了药剂用量。     

新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na₂S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25^#黑药作为组合捕收剂、2^#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。     

湖南某萤石与碳酸钙浮选分离试验

为综合回收湖南某白钨多金属矿的副产品萤石,针对萤石与碳酸钙分离的问题进行了优先浮选碳酸钙,碳酸钙尾矿浮选萤石的选矿试验研究。试验结果表明:经过1粗7精1扫闭路试验,获得了萤石品位为85.64%、回收率为50.65%的萤石精矿,试验取得了良好的试验指标,综合回收效果显著。     

某含铜转炉渣回收铜浮选试验研究

某铜转炉渣中铜品位为2.78 %,铜元素主要以冰铜微珠的形式赋存于炉渣中,冰铜分布较为分散,嵌布粒度大小悬殊,不易单体解离.为了高效回收二次资源,针对该铜转炉渣的性质特点,进行了浮选试验研究.结果表明:在磨矿细度≤0.074 mm占80 %,酯-200作为捕收剂,粗选时间为9 min的条件下,采用“一粗-一精-一扫”浮选工艺,实验室闭路实验可获得铜品位和回收率分别为31.64 %和94.16 %的铜精矿.