某铜钨矿选矿试验研究

通过工艺矿物学研究,进而查明该矿石的化学成分、矿物组成、嵌镶关系、粒度分布特征,采用优先选铜—组合捕收剂选白钨白钨—粗精矿加温精选—黑钨摇床重选的联合流程,取得了较好的指标,铜精矿品位18.35%、铜回收率94.64%,白钨精矿品位60.35%、白钨回收率76.41%。     

新疆某地黑白钨矿选矿工艺研究

针对新疆某地黑白钨矿矿石性质,采用"重选—浮选—重选"的工艺流程,应用"GYB+ZL"组合捕收剂,最终获得了WO3品位65.23%、回收率40.17%黑白钨混合精矿;浮选白钨精矿品位65.11%、回收率28.64%,黑钨精矿一品位50.02%、回收率15.40%,黑钨精矿二品位32.10%、回收率7.06%,钨的总回收率91.27%。     

福建某钨矿选矿试验研究

福建某钨矿是花岗岩型和细脉型含钼的黑、白钨矿床。原矿含WO_30.25%,其中白钨矿中WO_3占41.35%、黑钨矿中WO_3占55.88%。采用钼浮选—脱硫浮选—黑白钨混合浮选—钨粗精矿重选流程,获得钨精矿1含WO_3 66.66%、WO_3回收率74.57%,钨精矿2含WO_3 39.24%、WO_3回收率16.58%,同时获得钼粗精矿含钼12.21%、钼回收率77.63%。     

提高黑钨精矿质量的初步试验

<正> 莲花山钨矿是中型矿山。自1985年投产以来,一直按国家标准生产一级和二级黑白钨精矿。近年来,由于用户对钨精矿质量要求提高,按原工艺流程生产,产品质量不能满足用户需要。为此,我们做了提高黑钨精矿质量研究工作。试验采用黑钨精矿再磨浮选-重选流程降低黑钨精矿中硫、砷、磷、钙等杂质含量,取得了显著效果。硫、砷、磷、钙在黑钨精矿中的含量分别由3.47%、1.13%、0.054%和4.38%降至0.12%、0.084%、0.035%和0.23%。(一)试料性质试料取自磁选工段单盘磁选机中矿(即高杂质黑钨精矿),其中除白钨矿、黑钨矿外,还有磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂及少量的独居石、磷钇矿、磷灰石等矿物。其含量分别为(%):WO_360.7、S3.47、As1.13、P0.054、     

柿竹园多金属矿资源综合利用选矿流程研究

根据柿竹园多金属矿矿石性质,从综合利用矿产资源的角度研究并提出采用浮—磁—浮主干流程。对黑白钨矿、萤石、石榴石的选矿工艺研究分别获得质量符合ＧＢ２８５１－８１ 一级Ⅰ类品标准的黑、白钨精矿;达到ＧＢ５６９０－８５ 二级品质量要求的萤石精矿和纯度为９２．３１％ 的石榴石精矿。回收率均超过国家“八五”科技攻关提出的要求。     

江西某钨钼矿选矿工艺研究

江西某钨钼矿为黄铁矿化白钨矿石岩,含钨O.951%,钼0.042%。为综合回收钨和钼,试验采用先浮硫化矿,尾矿经过重选—磁选—浮选,分别获得钼品位46.53%、钼回收率37.67%的钼精矿,含WO3为71.23%、钨回收率为52.07%的黑钨精矿,含WO3为66.83%、钨回收率为21.71%的白钨精矿。     

浮选—磁选—重选联合工艺分选某风化型黑白钨细泥研究

为解决某选矿厂钨矿细泥对浮选工艺的影响,针对原矿洗矿后的微细粒风化细泥研发出白钨矿浮选—黒钨矿磁选粗选—摇床精选工艺,即利用高速剪切搅拌桶+旋流微泡浮选柱的设备组合浮选回收白钨矿,浮选尾矿经高梯度磁选机预选、摇床精选工艺产出黑钨矿精矿,产出的白钨矿粗精矿进入选矿厂原加温精选作业。试验结果表明：当样品WO3品位0.96%时,可获得WO3品位5.04%、WO3回收率71.80%的白钨粗矿精矿和WO3品位52.41%、WO3回收率20.86%的合格黑钨精矿,WO3综合回收率92.66%。     

某低品位黑白钨矿选矿试验研究

以WO₃品位为0.23%的某低品位黑白钨矿为研究对象,按混浮黑白钨矿-彼得罗夫法分离白钨矿-摇床分粒级回收黑钨矿的原则流程进行了适宜的磨矿细度、合适药剂用量研究,最终获得的白钨精矿、黑钨精矿1和黑钨精矿2的WO₃品位分别为65.43%、50.11%、31.65%,回收率分别为51.21%、26.14%、13.76%,钨总回收率为91.11%。     

钨钼铋共生矿石选矿工艺的研究

我国湖南省柿竹园矿床是特大型钨、钼、铋、萤石、锡多金属矿床。冶金部矿冶研究总院、冶金部矿冶研究所、柿竹园多金属矿等单位与湖南冶金研究所合作,对该矿区矿石选矿工艺进行了研究;并对其云英—矽卡岩型矿石进行了为时五年工业试验.试验流程是:粗磨—重选回收部分粗粒钨矿物;混合浮选黑白钨;重选和浮选粗精矿分别精选;混合—优先浮选流程回收钼铋矿物;浮选法回收萤石。上述流程获得较好的指标。WO_3、Mo、Bi、CaF_2回收率分别为81.69%、83.55%、68.29%、28.76%。白钨精矿、黑钨精矿、钼精矿、铋精矿和萤石精矿品位分别达到67.52%、66.29%、46.72%、29.17%、97.31%。     

江西某钨选矿厂次生钨细泥选矿工艺研究

江西某次生钨细泥中钨主要为黑钨矿,现场采用全摇床重选工艺回收,生产指标不理想。为提高细泥黑钨选矿指标,经系统选矿试验研究,确定采用强磁选机粗选预富集—摇床、离心机分级精选的联合工艺对该次生细泥中黑钨进行回收,并成功进行了工业应用。现场设备调试运转正常后,获得WO3品位25.39%、回收率73.40%的钨精矿,WO3品位和回收率分别较原工艺提高了11.89%和30.10%。生产实践证明,该工艺流程科学合理,适应性强,操作维护简单,技术经济指标优良,为钨细泥综合回收利用提供了一定的技术参考。     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

某金精矿浸出试验研究及综合利用分析

为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。     

酒钢选矿厂综合自动化系统及应用效果

为了对生产过程实施精细化控制,稳定质量,提高金属回收率,我们采用过程控制系统及生产执行系统二级结构对全厂实施了自动控制改造。改造后,金属回收率提高2．01％,综合铁精矿品位提高0．57％,综合铁精矿加工费降低2．14元/t,岗位职工减少237人。     

细砂岩阶段蠕应变特征与粘滞性试验研究

对细砂岩试样进行单轴短时加卸载蠕变试验,得到轴向和径向蠕变试验曲线。对轴向和径向蠕变第Ⅰ、Ⅱ阶段的试验曲线分别进行Kelvin-Voigt模型和Burgers模型拟合,得到粘滞系数。粘滞系数-加载应力关系普遍符合扩展的正弦衰减(阻尼)波形函数,表明岩石的粘滞系数是变量,岩石材料的蠕变过程本质为非定常蠕变。细砂岩发生的总蠕应变平均占瞬态应变值的比例较低,其总体蠕变特性不明显,但稳态阶段的径向蠕应变率平均值是轴向蠕应变率平均值的3.6倍。细砂岩初期蠕应变量及稳态阶段蠕应变量随加载应力水平提高而增加,证明其粘性流动度呈递增趋势。     

酒钢-1mm镜铁矿粉矿微波磁化焙烧—弱磁选试验

鉴于酒钢-1 mm镜铁矿粉矿采用常规选矿方法难以获得好的分选指标,进行常规磁化焙烧—弱磁选又需解决球团问题,以哈密烟煤为还原剂,对该粉矿开展了微波磁化焙烧—弱磁选研究,考察了煤粉用量、微波功率、焙烧温度、焙烧时间、焙烧产品磨矿细度和弱磁选磁场强度对所获铁精矿指标的影响。试验结果表明,在煤粉与矿石的质量比为5%、微波功率为1 k W、焙烧温度为550℃条件下将该粉矿微波磁化焙烧15 min,然后将焙烧矿磨细至-0.074 mm占85.65%,在92.16 k A/m磁场强度下进行1次磁选管选别,可获得铁精矿铁品位为55.10%、铁回收率为86.65%的较好指标,从而为该-1 mm镜铁矿粉矿中铁矿物的高效回收提供了一种新思路。     

印度某赤铁矿洗矿溢流选矿试验

为了给铁品位在50%左右的印度某赤铁矿洗矿溢流的利用提供依据,采用细筛-强磁选-阴离子反浮选流程和细筛-螺旋溜槽-强磁选-阴离子反浮选流程对该洗矿溢流进行了选矿试验。试验结果表明,在-0.076 mm占75%的磨矿细度下,两流程分别可取得精矿铁品位为67.01%,回收率为87.77%和精矿铁品位为67.12%,回收率为89.71%的选别指标。鉴于后一流程可比前一流程减少约1/3的浮选量,因此推荐采用后一流程。     

镜铁矿粉矿制粒回转窑磁化焙烧及分选研究

甘肃酒泉地区镜铁矿是一种难选贫铁矿石,回转窑磁化焙烧是处理此类矿石的有效方法,但粉矿需磨细造球,工艺复杂。为利用该粉矿,试验结合其细粒级含量高的特点,采用制粒—回转窑磁化焙烧—磁选工艺。结果表明,粉矿在膨润土质量配比1%、水分8%条件下制粒成3~8 mm小球,在焙烧温度750℃、焙烧时间60 min、兰炭质量配比2.5%、填充率20%的条件下经回转窑磁化焙烧,焙烧矿磨至-0.074 mm占85%,采用一粗一扫一精的磁选流程,获得精矿品位56.16%、回收率85.24%的良好指标,为此类粉矿的高效利用提供了借鉴。     

提高细磨人工磁铁矿弱磁选回收率研究

鄂西高磷鲕状赤铁矿磁化还原焙烧-细磨-磁选工艺中,细磨过程中产生较多微细颗粒对后续的磁选工艺具有一定影响。根据磁团聚原理引入磁种来选择性吸附微细粒级含铁矿物,考察其对提升弱磁选工艺中铁回收率的影响。确定了最佳磁种粒度范围-0.0385mm~+0.0308mm、磁场强度67.2kA/m、磁种配比3%。在较优条件下,铁精矿实际品位为61.58%,铁回收率达到59.68%;在保证铁精矿全铁品位上升同时,相同条件下铁回收率增加了12.56%。     

宁东矿区粉煤变径脉动气流干法提质联合工艺研究

宁东矿区下属洗煤厂分选下限多控制在6mm,对含量超过30％的-6mm粉煤采用干法分选将显著增加企业效益.变径脉动气流技术适用于粉煤干法分选,文章介绍了其中试系统和工艺流程,针对宁东矿区粉煤-1mm粒级含量高且灰分高的特点,设计了分选和分级联合工艺分步脱除其中高灰组分,比较了"分选+分级"和"分级+分选"2种工艺的降灰效...     

云南某硫化铅锌矿工艺矿物学及选矿试验研究

针对云南某硫化铅锌矿,方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮-混合粗精矿再磨-铅硫分选-锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%,Pb回收率87.51%,含锌3.89%的铅精矿;锌1,锌2合计Zn品位54.74%,Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%,Fe回收率78.26%硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。