某钨钼多金属矿磁选抛废新工艺研究

某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t·原矿。根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67%,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO_30.21%、Mo 0.12%的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41%的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47%、Mo回收率为88.97%的钼粗精矿和WO_3品位为3.97%、WO_3回收率为78.15%的钨粗精矿。与原矿直接浮选工艺相比,高梯度磁选抛废-浮选新工艺的给矿量仅为原矿的46.59%,药剂成本节省50%,尾矿废水处理量减少50%左右,获得的钼粗精矿、钨粗精矿指标与直接浮选相近。     

一种胶磷矿浮选工艺改造实践

本某胶磷矿浮选工艺是两次粗选,两次精选和一次扫选。在生产实践中存在一次精选泡沫刮出量多,最终尾矿品位偏高,产率和回收率偏低的问题。本文通过对原矿、两次粗选精矿、扫选精矿进行粒度和解离度分析,按照扫选精矿应返回至具有相近粒度和解离度的流程点的原则;同时对扫选精矿进行选矿试验分析,探索扫选精矿在只延长浮选时间的情况下所能达到的最好精矿指标;再结合原有的工艺和生产实践,确定扫选精矿的最佳返回流程,以达到更好的选矿指标。经过分析,决定把扫选精矿的返回工艺从从精选1进浆改至粗选2进浆。通过工艺改造,生产工艺指标得到改善,在原矿品位差别不大的情况下,尾矿品位下降了3.55个百分点,精矿产率提高了1.7个百分点,回收率提高了4.96个百分点。     

鳞片石墨的浮选新工艺研究

采用传统浮选工艺选别鳞片石墨只能生产品位为85％～93％的精矿,必须继续进行化学法(碱熔法)提纯,才能得到98％以上品位的高碳石墨。为解决传统浮选工艺的低效率及其复杂性,采用浮选柱浮选技术,对原矿、粗精矿及精矿进行了浮选研究,结果表明,品位为11.7％的原矿经选别后,可获得固定碳含量为92.5％、回收率为93.2％的石墨精矿;品位为54.4％的粗精矿可选出品位大于94％,回收率98％以上的石墨精矿;对品位93.2％的精矿,可选出品位大于98％,回收率93％以上的高碳石墨。这对简化高碳石墨生产工艺流程、降低成本、减少环镜污染具有实用价值。     

TIMA测试技术在白云鄂博矿床铌工艺矿物学中的应用

为推进白云鄂博矿床中铌资源的综合利用,选择白云鄂博矿床综合利用过程中选铌原矿及精矿作为研究对象,引入TIMA测试技术探讨其工艺矿物学特征。结果表明,选铌原矿与精矿中含矿物60余种,其中铌矿物主要为易解石、铌铁金红石、烧绿石、铌铁矿、铌钇矿、包头矿、铌钙矿等7种; 各铌矿物在原矿和精矿中粒级分布基本接近,绝大部分分布在-25 μm粒度范围内; 具有回收利用价值的铌矿物为易解石、铌铁金红石、铌铁矿、烧绿石等4种。     

歪头山铁矿马选车间矿石预处理工艺可行性研究

介绍了歪头山铁矿马选车间现有选矿工艺,结合磨选工艺流程实际情况,挖掘制约精矿产能原因,提出增加矿石预处理工艺可行性研究,旨在提高自磨机原矿处理能力,提高精矿生产能力.     

响应曲面法优化褐铁矿精矿回收率工艺参数的研究

针对老挝某难选褐铁矿,采用“还原焙烧-弱磁选”工艺流程选铁,首先进行了原矿还原焙烧单因素试验,研究了焙烧温度、焙烧时间和碳粉用量对精矿品位及回收率的影响,结果表明,原矿经充分还原焙烧后磁选,铁精矿铁品位均达到61%以上。在单因素试验基础上,借助响应曲面法建立模型设计实验方案,对还原焙烧工艺参数进行优化,探讨三因素交互作用对精矿回收率的影响,得到优化后的还原焙烧工艺条件为:焙烧温度873 ℃、焙烧时间75 min和碳粉用量2 g(相对50 g原矿),在优化条件下进行验证试验,精矿回收率达到91.99%。验证试验结果表明,实际试验值与优化预测结果相差1.09%,该试验模型可信度较高。     

白牛厂银多金属矿床“三稀金属”元素特征及其意义

白牛厂银多金属矿床原矿→精矿→尾砂样品的分析结果显示,稀有、稀土元素含量较低,而稀散元素中Ga、Cd和In元素具有综合利用的价值.通过原矿→精矿→尾砂中三稀金属元素含量对比研究发现,经选矿后,Cd、In元素在锌精矿和铅精矿中相对富集;而Ga元素在尾砂中相对富集;稀有、稀土元素在锡精矿及尾砂中相对富集.原矿及精矿、尾砂的“三稀金属”元素特征研究对矿山工作具有重要的指导意义.     

贵州清镇地区高硫型铝土矿预焙烧溶出性能研究

采用马弗炉焙烧处理贵州清镇地区某高硫型铝土矿并研究了焙烧精矿的溶出性能。结果表明: 当焙烧温度700 ℃, 焙烧时间30 min时, 矿石全硫含量从0.97%下降至0.21%, 降低了78%, 焙烧精矿含硫量达到拜耳法工艺要求; 最佳溶出条件为: 溶出温度260 ℃, 苛性碱浓度190.32 g/L, 溶出时间60 min, 石灰添加量12%, 固含300 g/L, 此时精矿实际溶出率82.45%, 相对溶出率9626%, 分别比原矿直接溶出高4.28个百分点和4.85个百分点; 精矿溶出赤泥A/S为1.22, N/S为0.25,分别比原矿直接溶出低029和0.09, 整体溶出性能优于原矿。     

甘肃某铁锰矿选矿试验研究

分析了甘肃某铁锰矿的矿行性质、多元索含量及锰的物棚;进行了原矿干式磁选-湿式强磁、重选-湿式强磁、浮选等几种工艺选锰效果对比,对含磷超标的锰精矿进行了除磷试验。试验表明：在原矿品位为24．22％、磨矿细度-200目55％～65％条件下,采用湿式坝磁工艺可获得锰精矿品位40．87％、回收率为77．47％的理想分选指标,锰精矿酸浸除磷后含磷可降至0．1％以下。     

安徽某镜铁矿选厂用螺旋溜槽优化选矿工艺

针对安徽某镜铁矿选矿厂总精矿品位波动较大、回收率偏低的问题,采用螺旋溜槽对现场一段强磁粗选精矿分别进行了早收精矿实验室试验、工业分流试验和工艺改造实践。实验室试验获得了作业产率为58.29%、铁品位为66.12%、铁作业回收率为6755%的螺旋溜槽精矿;工业分流试验获得了产率为1973%（对原矿）、铁品位为6595%、铁回收率为4063%（对原矿）的螺旋溜槽精矿;现场实施改造后,获得了产率为1575%（对原矿）、铁品位为6550%、铁回收率为3224%（对原矿）的螺旋溜槽精矿。改造后,新工艺系统衔接紧密、稳定、顺畅;二段磨矿系统球磨机减少了1台套,每年可节省电耗、钢耗1 39455万元;在精矿指标相当的情况下,镜铁矿处理系统铁回收率较改造前提高了503个百分点,每年增产铁精矿1258万t,年新增产值 4 8433万元。改造取得了巨大的成功。     

云南某中低品位胶磷矿石反——正浮选脱镁降硅试验研究

为确定云南某低品位胶磷矿石的选矿工艺,根据该磷矿石的工艺矿物学特性以及优先浮选易选矿物和浮少抑多的原则,采用反正联合浮选工艺流程处理矿石。结果表明,P_2O_5品位为25.93%的原矿在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗1扫反浮选—反浮选精矿脱水—1粗1精1扫正浮选、中矿顺序返回流程处理,获得了P_2O_5品位为31.30%、回收率为84.75%的精矿,精矿MER值为10.06%、较原矿降低9.04个百分点,SiO_2含量为15.23%、较原矿降低7.34个百分点。反正联合浮选工艺是分选中低品位胶磷矿的高效、简单工艺。     

广西某铜锡多金属硫化矿选矿试验研究

对广西某铜锡矿进行了原矿性质分析,确定了回收该铜锡矿的试验研究方案。通过试验确定了浮铜的最佳工艺条件,原矿经磁选后闭路试验获得了Cu精矿品位为18.83%,回收率为77.19%的指标。锡石的回收采用分粒级重选,最终获得了锡精矿指标分别为:锡精矿45.06%,回收率为35.76%,综合回收率为49.59%。     

某低品位铅锌矿的选矿工艺试验研究

根据某含银低品位铅锌矿石的原矿性质,进行了多种药剂条件试验和闭路试验研究.试验结果表明:采用铅优先浮选工艺和合理的药剂条件,可以有效地实现铅锌分离,获得铅精矿品位63.28%,回收率91.48%;锌精矿品位42.72%,回收率88.66%的较理想指标,银富集在铅精矿中.     

尾矿载体浮选试验

<正> 我矿尾矿平均含铜0.48％,如果单独处理,无法获得合格精矿,精矿品位只2—3％,回收率也只有30—40％。由于我矿原矿供应不足,我们做了尾矿载体浮选的试验,即利用原矿的易浮性来改善尾矿的可选性,原矿和尾矿以1:3的比例混合再磨再选,保持入选品位1％,精矿品位可达8％以上,回收率70％左右,对原矿含铜的回收率接近100％。比     

海滨砂矿精选厂尾矿再选的生产实践

<正> 近年来,我局沙箸钛矿精选厂应用螺旋溜槽和浮选联合工艺,回收尾矿中的有用矿物,钛铁精矿和锆英石精矿的实收率比原分别提高了16.12％和16.89％,历年来堆积的尾矿得到了利用。 (一)矿物组成与选矿工艺选厂处理的原矿属海滨冲积型砂矿。其有用矿物主要是钛铁矿、锆     

选矿回收率图解法

著者设计了两种图表,用以迅速地根据给料及产品品位求出选矿工艺(理论)回收率。原矿及精矿品位固定时,据图1可以直接读出不同尾矿品位条件下,精矿中相应的金属     

低品位白钨矿的浮选实践

在白钨原矿含WO3约为0.06%的情况下,采用常温粗选—粗精矿浓缩—浓浆高温脱药—常温精选工艺,可得到品位为25%左右、回收率为70%的钨精矿。     

江西某铅锌矿选矿试验研究

从矿石的工艺矿物学研究出发,在查明矿石的化学成分、主要矿物组成以及嵌布特征的基础上,依据矿石特性,采用优先浮选的原则流程进行选矿试验,从含铅2.12%、锌2.89%的原矿中获得产率2.72%、品位73.76%、回收率为95.92%的铅精矿和产率为4.12%、品位59.75%、回收率为90.04%的锌精矿。原矿中银、镉主要富集在铅精矿与锌精矿中,银、隔得到了综合回收。     

某重选钨锡混合精矿精选分离试验研究

某钨锡多金属矿原矿锡品位低于0.1%,因原矿锡品位低、可浮性差,采用摇床回收钨精选尾矿中的锡矿物,获得重选钨锡混合精矿.该重选钨锡混合精矿品位WO341.09%、Sn7.50%,WO3、Sn金属主要分布在0.010~0.045mm粒级.对该混合精矿进行试验方案比较后,本研究采用自主研发的脂肪酸类捕收剂TA-3药剂以及“白钨浮选-湿式磁选”工艺,获得了白钨精矿品位WO351.39%,WO3回收率44.43%;黑钨精矿品位WO345.09%,WO3回收率47.71%;钨锡混合精矿品位WO315.41%、Sn23.05%,WO3回收率7.86%、Sn回收率64.48%,达到了获得较高Sn品位精矿的目的,为后续分离和利用创造了有利条件.     

西藏某难选铜钼矿分离技术研究

本实验原矿取自西藏自治区某地矿山,原矿铜品位0.76%,钼品位0.018%。实验重点研究了铜钼矿的分离浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终得到的铜精矿品位23.11%,回收率90.01%;钼精矿品位45.09%,回收率80.16%,取得了较好的实验结果。